黑龙江某钼矿选矿试验研究

针对黑龙江省某钼矿进行了选矿试验研究。在磨矿细度为-200目占49.80%时,经两粗一扫获得钼粗精矿及浮钼尾矿,对钼粗精矿进行一次精选再磨再选后,获得钼品位48.68%,钼回收率88.51%的钼精矿。     

广西某低品位碳酸锰矿选矿试验研究

针对广西某低品位碳酸锰矿嵌布粒度细、单体解离困难、铁硅含量高、以菱锰矿为主等特点,经研究,试验采用湿式强磁选法回收该锰矿。在磨矿细度-0.074 mm占75%、粗、扫选磁场强度1.35 T、精选磁场强度1.07 T条件下,进行一粗一精一扫强磁选试验,实验室小型闭路试验可获得锰品位15.53%、锰回收率77.79%的锰精矿;扩大连续试验可获得锰品位15.57%、回收率76.18%的锰精矿。     

顽石作为磨矿介质在含金铜硫分离中的试验研究

半自磨机排出的顽石硬度大、球形度高,具有磨矿介质特征。针对某铜硫金矿选矿厂分级机沉砂样,以顽石与钢球混合配比作为粗磨磨矿介质、全顽石作为粗精矿再磨介质,采用“铜硫混合浮选-粗精矿再磨-铜硫分离”工艺流程进行了浮选试验。在最佳条件试验的基础上进行闭路试验,最终可获得铜品位为18.45%、铜回收率为86.89%,金品位为16.68×10-6、金回收率为55.78%的铜精矿,高于工业生产实际指标。试验证实了顽石作为磨矿介质,在粗精矿细磨领域具有非常好的应用前景。     

试论钼矿的磨矿

磨矿是选别前极其重要的准备作业、磨矿作业单元工作的优劣(处理量大小,磨矿产物粒度组成,磨矿用水和能耗)在很大程度上决定着选矿厂技术经济指标的高低。在选钼厂通常采用粗磨粗选粗精矿再磨再选“工艺流程”。粗选作业、原矿磨矿产物的特性必须适于粗选要求,在精选作业,为了获得含钼54%的优质钼精矿,粗精矿再磨应使辉钼矿充分单体解离,单体解离度要高达90—95%,最后一段再磨的磨矿细度要达到—400目95%到—500目95%.     

内蒙古某地区石墨矿的浮选试验研究

以内蒙古某地区石墨矿石为研究对象,通过工艺矿物学和选矿工艺试验研究。结果表明:在粗选磨矿细度-0.074 mm占70%,可获得石墨精矿品位为81.26%,回收率为85.92%,为该地石墨矿的开采利用提供了理论依据。     

陕西某石墨矿选矿试验研究

陕西某石墨矿为晶质片状石墨,固定碳含量为11. 21%,脉石矿物主要为石英、透闪石、绿帘石。采用浮选法,经一粗一扫,粗精矿六次再磨七次精选,中矿顺序返回闭路试验流程,获得固定碳含量为95. 32%,回收率为88. 39%的石墨精矿。     

白马粗渣钛回收试验研究

白马粗渣年产量130万t,TiO_2平均品位约3.09%,目前直接排入尾矿库,造成资源浪费。在实验室采用ZCLA进行预先抛尾,抛尾精矿采用"磨矿除铁—强磁—螺旋—磨矿除铁—强磁—浮选"流程进行钛回收试验,获得了产率0.47%、TiO_2品位46.06%、TiO_2回收率7.18%的钛精矿,为白马粗渣钛回收提供了技术依据。     

云南某铜铅锌混合矿降硅试验研究

云南某铜铅锌混合矿矿石各矿物嵌布粒度不均匀,共生关系密切,铅锌含量较高,经磨矿后即可作为铜铅锌混合精矿直接销售给白银集团公司第三冶炼厂,由于铜铅锌混合精矿中二氧化硅高达7.51%,给冶炼工艺造成了一定的困难,为降低铜铅锌混合精矿中二氧化硅的含量,采用铜铅锌混合浮选-脱水再混合浮选的工艺对该矿石进行了选矿试验研究。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占85%的情况下,采用铜铅锌混合粗选Ⅰ直接选出混合精矿1,再将混合粗选Ⅰ的尾矿进行脱水,提高矿浆浓度后,采用铜铅锌混合粗选Ⅱ经两粗一精获得混合精矿2,两次粗选尾矿为最终尾矿。采用水玻璃、硫酸铜、丁基黄药、2#油四种药剂。最终铜铅锌混合精矿铜铅锌品位分别达到2.95%、20.68%、24.17%;铜铅锌回收率分别达到95.26%、93.12%、96.15%;混合精矿伴生银品位为147.22 g/t,银回收率为92.79%;铜铅锌混合精矿二氧化硅含量降低为4.25%,达到了冶炼工艺的合理要求。     

河南某低品位铁铜矿综合回收试验研究

河南某铁铜矿属矽卡岩型铁铜矿石类型，矿物组成比较简单，主要金属矿物为磁铁矿，其次为黄铜矿、黄铁矿、少量赤褐铁矿。铜矿优先浮选试验控制磨矿细度为-0.074 mm粒级占70%,以石灰作pH值调整剂和黄铁矿抑制剂，石灰用量1 500～2 000 g/t,脉石矿物抑制剂水玻璃用量为1 500 g/t,捕收剂丁铵黑药用量为50g/t,进行条件试验。经两粗三精两扫闭路流程试验，获得铜品位16.37%,铜回收率77.69%的合格精矿，实现低品位铜矿的有效回收。选铜尾矿进行磁选，经一次粗选，粗精矿再磨精选，获得铁品位65.50%,含硫0.13%,铁回收率53.53%的二级合格铁精矿。实现铁和低品位铜综合回收利用。     

提高鹿鸣矿业铜钼矿石混浮精矿指标试验研究

针对鹿鸣矿业钼铜矿石钼、铜品位分别为0.106%和0.015%，现场在磨矿细度为-0.074%mm占60%的情况下，采用快速浮选、预精选、粗扫选作业，中矿返回流程进行混合浮选。获得Mo、Cu品位分别为5.781%、0.622%,Mo、Cu回收率分别为87.26%、66.35%。为降低浮选指标波动，合理开发利用铜钼矿石资源，进行了捕收剂种类试验、起泡剂种类试验、药剂用量正交试验、以及闭路试验研究。结果表明，在磨矿细度为-0.074%mm占60%，工艺流程不变的情况下，用捕收剂ZS柴油替代LY煤油，起泡剂JH2#油代替HB2#油，提高药剂单耗后，最终获得Mo、Cu品位为5.990%、0.740%,Mo、Cu回收率分别为92.03%、83.37%的钼铜混合粗精矿。与现场指标对比，混合粗精矿Mo、Cu品位分别提高了0.209%、0.118%,Mu、Cu回收率分别提高了4.77%、17.03%，指标显著改善。     

某白云岩型铅锌矿选别试验研究

对某白云岩型低品位铅锌矿进行了工艺矿物学研究,发现该矿铅锌的氧化率高,矿石中Pb品位为1.92%,Zn品位为4.35%,属难选细粒矿石。通过探索试验研究,在磨矿细度-0.076 mm占89.2%的条件下,硫化铅和氧化铅分别粗选后的精矿合并经三次精选,锌经一粗二扫三精的闭路试验,可获得铅精矿含铅品位45.23%、回收率84.75%,夹杂含锌7.43%,锌精矿中含锌品位30.58%、回收率81.93%,夹杂含铅1.32%,尾矿中含铅0.14%,锌0.77%的较好指标。     

承钢黑山铁矿粗钛精矿浮选试验研究

对承钢黑山铁矿TiO2品位33％左右的粗钛精矿进行了不磨矿的粗粒级浮选或磨矿后细粒级浮选试验研究；采用攀钢矿业公司设计研究院研制的R－2或R－3捕收剂，得到了TiO2品位47％以上的钛精矿，浮选开路收率约65％。     

金堆城钼矿选矿新工艺研究及应用

通过高压辊磨试验、粗扫一泡不同细度试验,并借鉴57%钼精矿生产及脱水先进工艺,金堆城新建日处理1万t的选矿生产线,碎矿采用三段一闭路+高压辊开路,磨矿及浮选采用"分段磨矿-阶段选别",钼精矿脱水采用浓缩-压滤两段脱水工艺流程,实现了设备大型化、高效化。钼精矿品位较老线提高了1.24%,选钼回收率提高了0.34%。     

艾砂磨机在多宝山铜矿选矿厂的应用

针对多宝山铜矿选矿厂铜钼混合粗精矿铜品位低,硅、铝质量分数高的问题,分析其原因在于铜、钼矿物嵌布粒度微细,单体解离度低,且与脉石矿物嵌连紧密。鉴于艾砂磨机在超细磨领域表现出的显著优势,创新性地将艾砂磨机应用于铜钼混合粗精矿再磨流程中。结果表明:艾砂磨机再磨后产品粒度可达-28μm占80%,磨矿功耗为23～24 kW·h/t,磨矿效率较高;再磨后4次精选获得的铜钼混合精矿铜品位25. 870%、钼品位0. 770%,在保证选矿回收率的情况下,有效提升了铜钼混合精矿质量,降低了硅、铝质量分数,增加了产品经济附加值,为后续铜钼分离创造了有利条件。     

某含硫微细粒金矿石浮选工艺研究

根据某含硫微细粒嵌布金矿石性质,在粗选药剂制度确定后进行了不同磨矿细度中矿循序返回流程、原矿粗磨二次粗选流程、原矿粗磨中矿再磨流程对比试验,最终确定采用原矿粗磨中矿再磨流程,获得了浮选金精矿品位32.05 g/t、回收率80.40%的闭路试验指标。     

江西某白钨矿浮选试验研究

江西某白钨矿为夕卡岩型矿石,含WO_30.39%,脉石矿物含量较高,属于低品位难选白钨矿。针对该矿特点,进行了磨矿细度试验,并对矿浆pH值、水玻璃用量、水玻璃模数、捕收剂种类及用量等对选矿指标的影响进行了研究。最终确定了以Na_2CO_3为p H调整剂、水玻璃(m=2.5)为抑制剂、ZL为捕收剂的药剂制度,经一粗三精二扫的粗选闭路流程得到白钨粗精矿;白钨粗精矿在经一粗四精三扫的加温精选闭路流程,最终可获得含WO_368.70%、WO_3回收率79.26%的白钨精矿选矿指标。     

铜钼分离再磨试验研究

本文作者围绕如何进一步提高德兴铜矿选钼生产指标,采用不同类型的再磨设备、不同的磨矿时间,对粗精矿再磨后进行浮选对比试验,选钼指标有较大幅度的提高,而棒磨效果好于球磨。棒磨与球磨比,前者钼精矿品位与回收率分别为44.40%、62.35%,分别比后者的43.14%、58.76%提高1.26%、3.59%。     

某含碳微细粒难处理金矿浮选提金工艺研究

某含碳微细粒金矿金含量为5.56×10^-6,大部分金呈微细粒包裹于含碳硅质板岩碎屑中,有机碳和石墨含量分别为1.33%和1.50%,是典型的含碳难处理金矿。为实现该含碳难处理金矿的浮选预富集,进行了先浮选碳质后浮选金和直接浮选金等不同工艺流程的探讨试验,并在最佳流程基础上进行了直接浮选工艺的条件优化试验。结果表明：采用直接浮选工艺可以获得品位较高的金精矿,当磨矿细度为-0.074 mm含量占比为85%时,可获得金品位为30.01×10^-6,回收率为76.18%的金精矿,金回收率较先浮选碳质后浮选金工艺明显提高;调整工艺流程结构,采用一段粗磨浮选—扫选精矿再磨浮选工艺,可获得金品位为33.45×10^-6、金回收率为79.93%的金精矿。该流程选矿指标相较于一次磨矿细度为-0.074 mm含量占比为85%的指标更优,是适宜含碳微细粒难处理金矿石的处理流程。     

湖南郴州某白钨矿选矿试验研究

湖南郴州某白钨矿WO_3品位为0.31%,因矿石中含钙脉石矿物较高、钨华含量较高,导致白钨选别困难。针对该矿石分别进行了磨矿细度、碳酸钠用量、氢氧化钠用量、水玻璃用量、捕收剂种类和用量、加温精选等浮选条件试验。试验结果表明,在最佳条件试验的基础上,采用"优先浮硫—白钨常温粗选—钨粗精矿加温搅拌-精选"的工艺流程。白钨矿常温粗选闭路试验采用一粗二精二扫的试验流程,获得WO_3品位为4.42%,WO_3作业回收率为84.85%的白钨粗精矿;对白钨粗精矿进行加温搅拌-精选闭路试验,精选闭路试验流程为一粗二精一扫,获得WO_3品位为61.25%,作业回收率为95.62%,综合回收率为80.05%的白钨精矿,实现了对该白钨的有效回收。     

采用反浮选降低强磁选精矿中SiO2含量的试验研究

通过对某强磁选精矿采用胺类阳离子捕收剂进行反浮选降硅试验。在磨矿细度达到-300目90％时，经过一粗一精一扫三段浮选流程选别，可以获得精矿铁品位62．02％、铁回收率86．77％、SiO2含量9．23％的理想选别指标，降硅效果明显。