立式搅拌磨在豫西南某微细粒晶质石墨矿中的应用

对豫西南某固定碳含量8.95％的晶质微细粒鳞片石墨矿石进行了石墨富集工艺试验研究,结果表明,矿石经粗磨粗选后得到粗精矿,粗精矿采用立式搅拌磨机5次再磨、5次精选,中矿1～3混合后扫选,扫选精矿返回粗选,扫选尾矿合并进入尾矿,中矿4～5返回精选3的工艺流程,可以获得固定碳含量94.05％、回收率95.74％的石墨精矿.     

湖北某低品位细鳞片石墨选矿试验

湖北某低品位细鳞片石墨矿石固定碳含量为4.30%,主要为晶质石墨,极少量为隐晶质石墨;既有单一鳞片,也有鳞片集合体,石墨鳞片在显微镜下呈弯曲鳞片状、显微鳞片状,片径一般在0.001~0.03 mm。为确定合适的石墨富集工艺,采用阶段磨矿、阶段浮选原则流程进行了选矿试验。结果表明:矿石经粗磨(-0.074 mm占70%)—1粗1扫浮选—再磨1(-0.045 mm占85%)—第1,2次精选—再磨2(-0.045 mm占98%)—第3,4次精选—再磨3(-0.045 mm占99.73%)—第5、6次精选,中矿1~中矿4合并再选后返回粗选,中矿5、中矿6返回精选1,中矿7返回精选5的闭路流程处理,可得到固定碳含量90.17%、回收率90.38%的石墨精矿。     

萝北鳞片石墨选矿工艺流程试验研究

针对黑龙江萝北鳞片石墨矿物共生关系复杂的现状,选取具有代表性的矿石,结合矿石工艺矿物学研究,在破碎、磨矿、浮选等试验的基础上确定最佳选矿工艺流程。研究结果表明:在粗磨时间为3.5 min、煤油用量为250 g/t、仲辛醇用量为25 g/t的条件下,矿石采用一次粗选、一次扫选,粗精矿经四阶段再磨后五次精选,中矿1、中矿2、中矿3合并扫选后返回粗选,中矿4、中矿5、中矿6合并返回一段再磨的闭路选矿工艺流程,可获得精矿固定碳含量为95.92%、回收率为95.24%、尾矿品位为0.87%的优良工艺指标。试验所确定的最佳选矿工艺流程,可为该地区石墨选矿厂的工艺流程设计提供一定理论借鉴。     

四川某难选石墨矿选矿试验研究

为解决开发年代较久的四川某细粒难选石墨矿选矿技术经济指标较低的问题，在条件试验的基础上，对粗精矿再磨再选次数、低品位中矿的处理工艺、全闭路流程试验进行了研究。结果表明，对固定碳含量22.46%的试样，采用1次粗磨1次粗选1次扫选，粗精矿5次再磨6次精选，中矿1～中矿4合并再磨再选、再选精矿返回再磨1作业，中矿5～中矿7合并进入再磨2作业，最终获得了固定碳含量为90.47%、回收率为87.34%的精矿。     

黑龙江某晶质石墨风化样分选实验

黑龙江某石墨矿属于晶质石墨矿石,原矿固定碳含量9.3％.通过对该地区鳞片石墨矿进行选矿实验研究,得出适宜的浮选条件为:粗选磨矿细度为-75 μm 60％的条件下,煤油用量为52g/t,2#油用量为56g/t.进行一段粗选两段扫选、粗精矿五段再磨六段精选,中矿循序返回的闭路实验流程,最终获得产率9.19％,固定碳品位94...     

黑龙江某晶质石墨风化样分选实验研究

黑龙江某石墨矿属于晶质石墨矿石,原矿固定碳含量9.3%。通过对该地区鳞片石墨矿进行选矿试验研究,得出适宜的浮选条件为：粗选磨矿细度为-75μm含量60%的条件下,煤油用量为52g/t,2#油用量为56g/t。进行一段粗选两段扫选、粗精矿五段再磨六段精选,中矿循序返回的闭路试验流程,最终获得产率9.19%,固定碳品位94.08%,回收率94.82%的石墨精矿产品,为该地区石墨资源的开发利用提供了技术依据。     

贵州某金矿选矿试验研究

根据贵州某金矿的矿石特点, 对其进行了再磨工艺研究, 对比了粗精矿再磨、中矿再磨、粗选总尾矿再磨等工艺方案。试验结果表明, 在一段磨矿粒度-0.074 mm粒级占90.58%条件下, 中矿再磨再选后直接抛尾, 可得产率为16.78%、金品位25.54 g/t、金回收率86.80%的金精矿, 试验技术指标较好。试验结果可为矿山开发提供合理、可靠的选矿工艺技术依据。     

甘肃某细鳞片石墨矿选矿试验研究

甘肃某石墨矿属于鳞片石墨矿石,原矿固定碳含量较低,为4.48%,石墨鳞片较小。对该地区细鳞片石墨矿进行选矿试验研究,得出适宜的粗选条件为:粗磨磨矿细度为-0.074mm占63.52%、浮选浓度为27%、煤油用量为640g/t、2#油用量为110g/t、生石灰用量为2500g/t(即矿浆pH=9),粗精矿采用五次再磨六次精选流程进行开路试验、闭路试验,最终获得石墨精矿固定碳含量为95.70%,回收率为71.78%的选别指标,为该地区石墨资源的开发利用提供了技术依据。     

江西某含碳砷难处理金矿石浮选试验

江西某含碳砷金矿石金品位为2.89 g/t,碳、砷含量分别为0.96%和0.36%。为高效开发利用该金矿资源,采用粗磨回收粗粒载金矿物、细磨回收细粒载金矿物的阶段磨矿、阶段浮选原则流程进行了选矿试验。结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm占60%的情况下,采用1粗2扫2精、中矿顺序返回流程主要回收碳质物中的金,获得的金精矿1的金品位为69.91 g/t、金回收率为45.19%;在再磨细度为-0.074 mm占90%的情况下,采用1粗2扫2精、中矿顺序返回流程回收细粒载金矿物中的金,获得的金精矿2的金品位为32.82 g/t、金回收率为47.99%;2种精矿的金总回收率达93.18%。试验确定的工艺流程是该矿石的高效开发利用流程。     

四川某细粒含隐晶质石墨矿选矿试验研究

四川某石墨矿属于细粒含隐晶质石墨矿石,原矿品位较低,石墨颗粒细小,分离较困难一次粗磨一次粗选,粗精矿五次再磨六次精选的较佳开路试验流程的基础上,对中矿(1~4)进行单独的再磨再选,既能保证最终精矿固定碳含量又能提高固定碳的选矿回收率。通过闭路试验,可获得最终精矿产率为25.95%,固定碳含量为92.01%,回收率为91.14%的技术指标,为该地区石墨资源的开发利用提供了技术依据。     

某金矿浮选工艺流程试验研究

根据某金矿中金以细粒、微细粒赋存于黄铁矿中的特点,试验对比了粗精矿再磨、粗精矿再磨—中矿分级再磨以及强化粗选—中矿分级再磨的三种工艺方案,试验结果表明:保持原磨矿系统不变的条件下,采用粗选添加硫酸强化粗选—中矿分级再磨,再磨细度为-45μm占75%的工艺流程,获得了精矿金品位41.60 g/t、回收率82.61%的选别指标,试验指标较好,工艺流程稳定可行。     

朝鲜某隐晶质石墨浮选工艺研究

采用化学分析、X射线衍射(XRD)和浮选试验等技术手段,揭示朝鲜某石墨矿工艺矿物学特征,探明磨矿细度、浮选工艺流程和参数,筛选适宜捕收剂和起泡剂,并确定其用量.结果表明,石墨矿主要有用矿物为石墨、炭质及少量石英、方解石、绢云母、黄铁矿等,矿石呈钢灰色,细晶质鳞片变晶结构,致密块状构造,网脉状构造,为典型隐晶质石墨矿.粗...     

提高某深部铜矿回收率的工艺研究

某铜铁矿深部矿石性质及组成发生了较大变化, 导致在现有工艺流程下铜回收率呈波动下降, 为解决这一问题, 进行了工艺矿物学研究和矿石可选性研究。结果表明: 阶段磨矿与中矿再磨都可以很好的提高铜矿石回收率, 且效果相当。粗磨粒度为-0.074 mm粒级占69.68%, 以MB与MOS-2为混合捕收剂, 采用中矿集中再磨至-0.074 mm粒级占88%左右返回浮选流程, 可获得含铜20.89%、金10.58 g/t、银78.84 g/t的铜精矿, 铜回收率为94.97%。     

安徽某富蛇纹石铜矿选矿试验研究

以安徽某含铜磁黄铁矿-蛇纹石(滑石)矿为研究对象,考察了磨矿细度、捕收剂种类、抑制剂种类、中矿再磨再选工艺等因素对铜矿浮选的影响。磨矿细度-0.074 mm粒级占84%、Z200+丁黄药为组合捕收剂、糊精为抑制剂,采用一粗两扫三精、中矿再磨再选浮选流程可获得铜精矿品位17.21%、回收率86.30%的指标,有效解决了该铜矿资源硅酸盐脉石泥化问题。     

内蒙古某铅锌矿石选矿试验

内蒙古某铅锌矿石铅、锌品位分别为1.62%、5.98%,伴生银品位为19.60 g/t,主要铅锌矿物方铅矿、闪锌矿嵌布粒度均较粗。为确定该矿石的开发利用工艺流程,进行了选矿试验研究。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占75%的情况下,采用1粗2扫-粗精矿再磨后2次精选选铅、选铅尾矿1粗4精2扫选锌,中矿顺序返回流程处理该矿石,最终可获得铅品位为56.65%、铅回收率为83.85%、含银536.55 g/t、银回收率为65.70%的铅精矿,以及锌品位为47.74%、锌回收率为90.61%、含银44.66 g/t、银回收率为25.86%的锌精矿。试验确定的工艺流程可作为该矿石的合理开发利用流程。     

甘肃某低品位难选铜硫矿选矿试验

根据甘肃某低品位难选铜矿石的特点,进行了铜硫混合浮选、混合精矿铜硫分离条件研究,试验确定的工艺技术条件可有效解决次生硫化铜含量高所造成的铜硫难以分离问题。在铜硫混合浮选磨矿细度为-0.074 mm占70%、铜硫混合精矿再磨细度为-0.043 mm占90%的情况下,采用1粗2精1扫混浮铜硫、铜硫混合精矿再磨后1粗1扫2精铜硫分离、中矿顺序返回流程处理该矿石,最终可获得铜品位为16.25%、回收率为63.92%的铜精矿,以及硫品位为37.45%、回收率为80.10%的硫精矿。     

湖南某金矿浮选工艺研究

Based on the research of flotation technique for some gold ore in Hunan Province, optimal processing parameters and flowsheet were proposed. With a fineness of -0.074 mm 75.84%, the gold ore was subjected to a close-circuit flotation consisting of one roughing, two stages of cleaning and two stages of scavenging processes, with the middlings returned sequentially. As a result, the gold concentrate grading 52.24 g/t Au at 84.58% recovery was obtained.     

低品位磷矿浮选试验研究

对某地低品位磷矿进行了浮选试验研究, 探索了磨矿细度、捕收剂(十二胺)用量、抑制剂(硫酸)用量及浮选流程对浮选指标的影响。结果表明, 采用一粗一精一扫、中矿返回粗选的浮选工艺流程, 在磨矿细度为-0.074 mm粒级占78%、粗选十二胺用量500 g/t、硫酸用量18 kg/t, 精选十二胺用量200 g/t、硫酸用量9 kg/t, 扫选硫酸用量14.4 kg/t条件下, 针对P₂O₅品位为22.41%的原矿可获得P₂O₅品位32.47%、P₂O₅回收率83.32%的磷精矿, 实现了P₂O₅的有效富集。