某选厂振动筛筛网长寿化改造和实践

正某选厂破碎采用三段一闭路工艺流程,中碎之后有一段干选。矿石经过粗破碎、中碎、干选后,干选尾矿由输送带运至废石仓,精矿通过输送带运至筛分车间进行筛分,筛分采用LF2460D双层直线振动筛,上层筛网筛孔为25 mm×50 mm,下层筛网筛孔为12 mm×25 mm,分离粒度12 mm。每台设备生产能力为600 t/h。筛分合格的产品运至磨矿仓,筛上产品运到中细碎车间进行细碎,细碎产品由输送带运至筛分车间进行筛分,细碎与筛分形成闭路。     

短锥旋流器在狮子山铜矿尾砂选金中的应用

介绍短锥旋流器在狮子山铜矿尾砂选金中的应用情况。原矿采用一段闭路磨矿，一粗二精二扫的浮选流程，磨矿细度－0．074mm占60％，浮选尾矿含Au0.2g/t,Ag4.2g/t。采用以特殊曲线形状筒体短锥旋流器为主体的ZXF－500高效重力选金机组处理浮选尾矿，获得品位21．25g/t的金精矿。     

冀南邯-邢地区中小规模铁选厂选矿技术特征

冀南邯-邢地区中小规模铁选厂破碎阶段多采用两段破碎工艺,破碎设备主要为颚式破碎机。最终破碎产品粒度较大,最大粒度不小于50mm。破碎阶段普遍配置磁滑轮干式预选。采用开路磨矿或闭路磨矿,磨矿段数为一段或两段,磨矿设备多采用中小规格湿式球磨机。广泛采用高频细筛进行分级,部分选厂采用螺旋分级机。采用两段或三段磁选,磁选设备为永磁筒式磁选机,型号多样。选别流程有直接磁选和阶段磨矿阶段磁选等方式。精矿脱水采用真空过滤机或沉降池,尾矿处理采用直接排放、水力旋流器浓缩排放或浓缩过筛后固态堆存。该地区铁选厂选矿技术还有有很大的发展空间。     

低品位雄黄矿浮选研究

通过改进浮选工艺、提高磨矿粒度、添加调整剂, 改善了低品位雄黄矿的浮选效果, 实验室试验结果表明, 对于含砷4.88%的原矿, 菜油作捕收剂、2号油作起泡剂, 经一粗二精闭路流程选别, 可获得含AsS 90.77 %的雄黄精矿。生产实践表明, 对于含砷5.46 %的原矿, 在磨矿粒度-0.075 mm粒级占65 %, 菜油30 g/ t, 2号油15 g/ t条件下, 经一粗二精流程选别, 可获得含AsS 90.20 %的雄黄精矿, 回收率为65%。     

陕西双龙金矿含砷含碳难选金矿石浮选工艺

研究陕西双龙金矿含碳含砷微细嵌布型难选金矿石浮选工艺。结果表明，主要载金矿物黄铁矿及含砷矿物粒度相对较粗，一段粗磨就基本可以达到单体解离大量抛尾，粗精矿再磨精选，金精矿的品位提高到32．02g／t，回收率到51．44％。闭路试验，采用一段再磨细度-74μm为75％，粗精矿再磨-74μm为95％，选别工艺为一粗五精三扫选，采用丁黄药和丁胺黑药混合做捕收剂，金精矿产率5．00％，品位可达36．04g／t，金回收率76．15％。用于实际生产，指标平稳。     

柏泉铁矿选矿厂技改工程设计与实践

针对柏泉铁矿选矿厂存在的设备陈旧老化、生产成本高、选矿流程不合理、资源综合利用率低等问题,进行了柏泉铁矿选厂技术改造。根据工艺流程考察和选矿试验研究将工艺流程改造为两段一闭路破碎—高压辊磨全闭路—干选流程;磨选流程为两段磨矿,三段磁选和淘洗机精选;磁选尾矿低温浮选。改造后年处理原矿680万t,年产铁精粉48.6万t,并且新增磷精矿28.3万t/a。通过技术改造不仅提高了企业产能,优化了工艺流程,降低了生产成本,同时实现了资源综合利用,符合矿山企业可持续发展的战略方针。     

难选氧化锌矿浮选过程中脱泥作业的生产实践

氧化铅锌矿石嵌布粒度比较细、含泥比较高,为消除矿泥对选别流程的影响,一般需在选别前进行脱泥,采用旋流器两段闭路脱泥工艺流程在难选氧化锌浮选过程中应用后,取得了满意的效果,浮选氧化锌精矿的品位可以达到25.80%,回收率达到83.56%,尾矿品位为1.58%。两段闭路脱泥工艺对于稳定选别流程,提高选别指标具有重要的意义。     

洛阳某金矿石选矿试验

洛阳某金矿石金含量达4.15 g/t,但金嵌布粒度细,且多以黄铁矿包体金形式存在,暴露解离较为困难,会影响金的回收。为给该矿石的开发利用提供依据,对其进行了选矿试验研究。在磨矿细度为-0.074 mm占66%条件下,经1粗2精2扫、中矿顺序返回闭路浮选,获得的金精矿金品位为52.25 g/t、回收率为85.90%,但尾矿仍含0.625 g/t的金。为提高金回收率,对原闭路浮选中间产品进行了分析,发现扫选1精矿中含有较多未单体解离的黄铁矿。为此,在原闭路浮选流程基础上,增加扫选1精矿再磨作业（-0.043 mm占68%）,重新进行了闭路试验,最终获得了金精矿金品位为57.40 g/t、金回收率90.88%,尾矿含金0.4 g/t的指标,较原闭路浮选指标明显提高,证明中矿再磨是提高该金矿石选别指标的有效手段。     

金平某金矿浮选工艺优化试验研究

针对金平某金矿金精矿品位及回收率不高的问题,从流程结构、药剂制度、磨矿细度等方面开展试验研究。鉴于选厂之前的基础研究工作比较详实,本次试验在探索药剂制度、磨矿细度等条件时没有进行单一因素的试验,而是对不同的因素进行组合开展试验,最终选定合适的药剂组合进行闭路试验,闭路试验采用阶段磨矿阶段选别—中矿再磨工艺流程,即一段磨矿细度为-0.074mm占47%～53%,二段磨矿细度为-0.045mm占76%～80%,中矿再磨细度为-0.038mm占87%～93%,采用一粗两精三扫,中矿再磨一粗两精的闭路流程,获得金品位为54.69g/t、金回收率为91.25%的金精矿,指标较好,解决了浮选生产中存在的问题。     

某金矿尼尔森重选试验研究

某金矿含金 4. 66 g/t,选厂采用单一浮选进行金的回收。矿石性质研究表明:矿石中金主要以裸露半裸露金的形式存在,0. 295~ 0. 074 mm 粒级的自然金产率高达 59. 82%,该部分金适合采用重选回收。为此,以尼尔森选矿机为重选设备,采用重—浮联合工艺开展选矿试验。确定适宜的尼尔森重选条件为:磨矿细度-0. 074 mm 占 45%、重力倍数 60 G、反冲洗水量 5. 5 L/min、给矿速度 500 g/min、给矿量 20 kg,该条件下重砂金的产率为 0. 048 9%、金品 位为 4 018. 14 g / t、金回收率为 42. 07%。 针对适宜条件下获得的重选尾矿,浓缩并磨矿至-0. 074 mm 占 65%,采用“1 粗 2 精 3 扫”浮选流程,闭路试验获得了产率为 7.60%、金品位为 32. 43 g / t、金回收率为 52. 78%的浮选金精矿,金总回收率为 94. 85%。产品粒度分析结果表明:尼尔森重选主要回收了+0. 097 mm 粒级产品,对细粒级产品回收能力有限。     

某金锑钨尾矿中金和钨的浮选回收试验

针对某矿业公司金锑钨选厂重选-浮选联合流程产生的尾矿进行了再选回收金、钨矿物的试验研究。试验根据生产尾矿性质,采用金、钨依次优先浮选工艺流程,通过闭路试验,获得了含金14.10 g/t,金回收率为的50.36%金精矿和含钨1.22%,钨回收率为49.61%的钨粗精矿。金精矿可直接作为产品,钨粗精矿可返回现场流程作进一步的处理。试验结果为现场综合利用尾矿资源提供了依据。     

某微细粒级混磁精矿载体浮选试验研究

微细粒矿石由于其比表面积大、表面能高、体积及质量小等特征导致浮选过程颗粒之间发生非选择性团聚现象,进而会恶化浮选环境,使常规泡沫浮选难以获得良好指标。针对东鞍山烧结厂重磁车间产品进行了载体浮选试验研究,其中重精筛下产品作为载体矿物,混磁精矿为黏附矿物。试验结果表明：在粗选NaOH调pH值11.50、浮选温度35.0 ℃、CaO用量700 g/t、淀粉用量1 200 g/t、TD-Ⅱ用量500 g/t,精选TD-Ⅱ用量250 g/t条件下,经过1粗1精3扫反浮选闭路流程后,与常规浮选相较,载体浮选指标得到了改善,精矿TFe品位提高了1.12个百分点。对其产品粒度分析表明：载体浮选精矿产品中-20 μm粒级含量显著降低,累计体积曲线峰呈现出向粗粒级移动的趋势,并且强度下降,载体浮选矿物表观粒度增加,优化了浮选环境。     

碳酸盐型难选金矿石选矿工艺流程试验研究

碳酸盐型难选金矿石含碳较高,碳在生产流程中循环,造成现场生产指标较差。为了提供较好的流程改造方案,对复杂碳酸盐型难选金矿石开展了选矿工艺流程试验研究。根据矿石的特点,采用常规浮选工艺流程、分段精选流程、二段粗精矿返回一段球磨,一次精选尾矿和一段粗选尾矿给二段球磨流程、粗选一段磨矿中矿再磨再选流程四种试验方案和闭路试验指标进行对比分析,结合现场生产场地实际情况,最终推荐采用二段粗精矿返回一段球磨,一次精选尾矿和一段粗选尾矿给二段球磨流程,闭路试验获得金品位58.89g/t,金回收率为86.70%。     

处理含黑钨矿矿石的重磁流程

大部分选矿厂所选别的钨矿石（其中有用矿物为黑钨矿）都用重选方法处理。选别的初始和最终粒度视有用矿物的自然嵌布情况而定，一般范围较宽，原始粒度为12～16mm，最终粒度1。2至0．1～0．Zmm，一般选矿中采用跳汰机、摇床和螺旋选矿机。个别情况下，重选尾矿和矿泥经特殊处理后送浮选，以降低重选细粒级中黑钨矿的损失。粗精矿按湿式和干式选别的流程精选很容易达到合格精矿。浮选精矿精选准，一般仅限于得到钨中矿。粗逃回路只采用重选方法，为了达列高回收率指标，需要组织多段流程，再磨前每段的尾矿，经狭分级磨矿产品和采用大量小…     

提高青海某铁金矿金浮选回收率的研究与实践

针对青海某铁金矿金浮选回收率偏低(仅有80%)的问题开展了系统研究, 发现磨矿粒度偏粗是原来生产金浮选回收率低的关键原因。通过试验确定适宜的磨矿粒度为-0.074 mm粒级占80.40%, 该磨矿粒度下采用一粗-两精-两扫的浮选工艺流程, 闭路试验获得了精矿金品位93.86 g/t、回收率87.96%的良好指标。现场改造在基本不改变浮选工艺流程及药剂制度情况下, 仅降低磨矿粒度, 取得了明显的效果, 金回收率提高到87.5%。     

降低碎矿产品粒度的生产实践

叙述了南山矿业有限责任公司凹山选厂工艺流程优化、设备更新改造的过程和效果。经2001年、2004年两次改造，碎矿产品粒度大大降低，中碎产品粒度＋75mm粒级含量降至3．6%；碎矿最终产品粒度＋19mm粒级含量降至1．2％。生产能力提高到650万t／a以上，比改造前提高8．3％，效果显著。     

广东某低品位金矿选矿优化试验研究

针对广东某低品位金矿,在原有工艺的基础上进行实验室对比试验,采用单一浮选和浮选加尼尔森重选的方案进行综合评价。试验得到:单一浮选条件下细度在-0.075mm 84%时,闭路流程可获得产率2.22%,金品位63.30g/t,回收率88.31%的金精矿;尼尔森重选尾矿再磨至细度-0.075mm 68%时,浮选闭路试验可以获得产率1.95%,品位29.32g/t,回收率78.47%的浮选金精矿。此项试验表明,尼尔森重选+浮选为最优的选别方案。     

湿式半自磨流程在归来庄金矿的应用

山东黄金归来庄矿业有限公司原有两座生产能力为500t/d的选矿厂,均采用两碎两磨碎磨工艺。破碎系统采用两段开路破碎工艺,粗碎采用1台PE400×600型颚式破碎机,细碎采用2GP1212PT型对辊破碎机,最终给料粒度控制在15mm以下。磨矿采用两段闭路磨矿流程,一段采用1台MQG2130格子型球磨机,磨矿细度-0.074mm占60%～65%;二     

HYIC捕收剂强化鞍千混合磁选精矿反浮选效果试验

鞍千选矿厂为了优化选别工艺中的反浮选效果,取浮选入选的混合磁选精矿进行浮选试验,进行了抑制剂、活化剂、捕收剂用量及常规捕收剂TD-Ⅱ与新型捕收剂HYIC浮选效果对比试验。试验结果表明：固定矿浆pH值为11.5、抑制剂淀粉用量1 200 g/t、活化剂CaO用量500 g/t、粗选捕收剂用量800 g/t、精选捕收剂用量300 g/t,采用常规捕收剂TD-Ⅱ时,闭路试验获得了精矿铁品位68.20%、铁回收率88.73%的选别指标;采用新型捕收剂HYIC时,闭路试验获得了精矿铁品位68.25%、铁回收率90.04%的选别指标;使用捕收剂HYIC比采用捕收剂TD-Ⅱ所获得的浮选精矿产率、铁品位、铁回收率分别高0.91,0.05,1.31个百分点,捕收剂HYIC可以强化反浮选效果,提高选厂的经济效益。     

某金矿矿泥单独浮选试验研究

山东某金矿选厂在破碎段经洗矿、分级、浓缩脱出的矿泥含金量与原矿相当,但粒度过细,进入浮选系统后会恶化浮选过程。为此,分别采用浮选机和旋流-静态微泡浮选柱对该矿泥进行了单独浮选试验。试验结果表明,矿泥经浮选机1粗1精2扫选别,可获得平均金品位为90.73 g/t、平均金回收率为77.91%的合格精矿,经旋流-静态微泡浮选柱1粗1精选别,可获得平均金品位为98.43 g/t、平均金回收率为87.93%的合格精矿,旋流-静态微泡浮选柱不仅选别指标明显优于浮选机,而且可比浮选机减少2次扫选作业。