获各琦铜矿铅锌选矿生产调试及工艺改造

获各琦铜矿铅锌选矿厂因铅锌选矿指标恶化,通过流程考察及原矿性质分析,对铅锌选别工艺进行了优化。优化后对浮选工艺进行了生产调试,并采取有效措施解决了存在的问题,使精矿品位和回收率显著提高。改造后铅精矿中铅品位提高了3.696个百分点,铅回收率提高了6.162个百分点,锌精矿中锌品位提高了1.916个百分点,锌回收率提高了11.69个百分点。尾矿铅品位降低了0.06个百分点,锌品位降低了0.169个百分点。     

梅山铁矿磁选降磷系统改造实践

梅山选矿厂2012年为提高降磷系统处理能力,对降磷系统进行了大型化改造,弱磁选系统采用1 500 mm湿式永磁磁选机替代1 024 mm湿式永磁磁选机,强磁系统扫选阶段采用2 500 mm SLon脉动高梯度磁选机替代1 750 mm脉动高梯度磁选机。改造后,弱磁作业选别精度提高,降磷效果增强,弱磁精矿全铁品位提高1.30个百分点,产率降低3.72个百分点,全铁回收率降低2.37个百分点;弱磁尾矿全铁品位提高了2.26个百分点,产率提高3.72个百分点,全铁回收率提高2.37个百分点。在弱磁给矿含磷品位基本相同的情况下,弱磁精矿中含磷品位下降0.064个百分点,磷回收率降低9.99个百分点。强磁扫选精矿全铁品位降低1.86个百分点,产率提高12.30个百分点,全铁回收率提高12.35个百分点;尾矿全铁品位降低1.78个百分点,产率降低16.65个百分点,全铁回收率降低21.49个百分点。改造结果表明:降磷系统设备大型化后,选矿指标得到改善,提高了资源的有效利用率。     

云南某难选铅锌矿选矿新工艺试验研究

针对云南某难选铅锌矿,原采用的选矿流程为“铅优先浮选—锌硫混浮—锌硫分离”高碱工艺,铅精矿、锌精矿品位及回收率不高,导致资源浪费,为提高生产指标,在探索试验的基础上确定了铅锌顺序优先浮选低碱清洁新工艺,试验主要考察了磨矿细度、矿浆pH值、浮选抑制剂及捕收剂等因素对选别指标的影响,并确定了最佳的药剂制度。在最佳条件试验基础上,采用铅锌顺序优先浮选清洁工艺,对Pb品位3.62%、Zn品位4.04%、含Ag 19.04 g/t的原矿进行选别,最终获得了Pb品位65.70%、含Zn 2.36%、含Ag 150 g/t, Pb回收率92.93%、Ag回收率40.31%的铅精矿和Zn品位53.89%、含Pb 1.46%、含Ag 115 g/t, Zn回收率为88.71%的锌精矿,较原高碱工艺流程Pb品位提高18.36个百分点、回收率提高5.46个百分点、Zn品位提高9.66个百分点、锌回收率提高4.65个百分点的良好指标。     

降低海南矿业高梯度强磁选尾矿品位的工业试验

针对海南矿业股份有限公司选矿厂2006年投产的"强磁选—反浮选"工艺流程中强磁选机尾矿品位偏高,精矿产率和回收率偏低的现状,从2007—2009年经过连续多次对强磁选机降尾的工业试验,探索出采用低浓度,低给矿量的措施,使强磁尾矿品位平均下降到22.18%(设计为22.69%),与实际生产的强磁尾矿品位27.70%相比,尾矿品位平均下降了5.52个百分点,而精矿产率和回收率分别提高了5.79个百分点和7.79个百分点。     

河南某难选硫铁矿石选矿工艺研究

河南某难选硫铁矿石性质复杂,现场原采用单一浮选工艺处理,仅能获得硫品位30.25%、回收率84.27%的硫精矿。为给现场工艺改造提供依据,进行了浮选、摇床重选、弱磁—浮选、预先重选—弱磁选—浮选等探索试验,推荐应用预先重选—弱磁选—浮选的联合流程来处理该硫铁矿石,可以获得硫品位35.05%、硫回收率90.65%的精矿指标,与原工艺指标相比,硫精矿硫品位提高了4.8个百分点、回收率提高了6.38个百分点,试验结果可作为选矿厂流程改造的依据。     

提高云南某选矿厂细粒锡石回收率的试验研究

云南某选矿厂锡泥矿,采用重选回收率低。为了提高细粒锡石的回收率,对锡泥矿进行锡石浮选试验研究,试验结果表明,采用"脱泥—脱硫—浮锡"工艺,以草酸为调整剂,TL-1为捕收剂,P86为辅助捕收剂,获得锡精矿品位8.59%、锡回收率82.38%的闭路试验指标。并在此基础上对锡泥矿开展锡石浮选工业试验,其结果与原重选工艺比较,锡品位提高了5.84个百分点,对原矿回收率提高了3.18个百分点,经济效益显著。     

新型抑制剂HXM-2在铜硫分离中的应用研究

在某铜硫分离中, 为减少石灰用量, 改善浮选指标, 对多种联合抑制剂进行了研究, 结果表明, 联合抑制剂HXM-2+石灰抑制效果最佳, 用量为100+1 500 g/t时, 铜精矿铜品位为18.37%, 回收率为89.86%, 与单一石灰2 000 g/t相比, 铜精矿品位提高2.72个百分点, 回收率提高0.88个百分点。工业应用表明, 使用该联合抑制剂后, 铜精矿品位提高0.4个百分点, 回收率提高1.01个百分点。     

白象山选矿厂磁铁矿选别工艺优化试验

马钢姑山矿白象山选矿厂为降低尾矿品位,提高金属回收率,开展了30～0 mm原矿粗粒干式抛尾及细粒级磁铁矿高效磁选试验研究。试验结果表明：对30～0 mm原矿用磁滑轮1次磁选或1粗1扫干选,当2种流程抛废量接近时,相较于1次磁选,1粗1扫流程中抛出的尾矿铁品位低0.33个百分点,磁性铁含量低0.26个百分点,1粗1扫抛废效果明显优于1次磁选;一段高效磁选与弱磁选相比,高效磁选精矿铁矿品位提高0.71个百分点,磁性铁品位提高1.00个百分点,磁性铁回收率提高0.70个百分点,尾矿中磁性铁品位降低1.60个百分点;二段高效磁选与弱磁选相比,高效磁选精矿铁矿品位提高1.10个百分点、磁性铁回收率提高0.11个百分点,尾矿中磁性铁含量降低0.85个百分点;高效磁选的选别指标明显优于普通磁选机。     

综合回收某铜钼矿中钼的试验研究

针对某铜钼矿的矿石性质,确定了"铜钼混选—粗精矿再磨—铜钼分离"工艺,采用常规药剂制度,实验室获得的闭路试验指标为铜精矿品位30.40%、铜回收率93.94%,钼精矿品位46.51%、钼回收率74.89%。与原工艺相比,在铜品位大幅提高的情况下,铜回收率提高了8.94个百分点,综合回收了品位大于45%的钼精矿。     

河北某铅锌矿浮选工艺优化

河北某低品位铅锌矿由于矿石性质复杂,选矿厂原生产工艺流程及药剂制度不合理,铅、锌回收率及精矿品位偏低,经过试验及生产实践,通过对破碎浮选工艺流程改进及药剂制度优化,铅、锌回收率比原来分别提高了9.62个百分点和9.88个百分点,精矿品位分别提高了5.36个百分点和5.80个百分点,且选矿生产成本大幅降低,为企业创造了良好的技术指标和经济效益。     

西藏某选矿厂铜钼混合精矿分离浮选试验

西藏某大型铜钼矿石铜品位0.81%,钼品位0.017%,铜、钼分别主要以黄铜矿、辉钼矿的形式存在。选矿厂采用铜钼混合浮选—分离浮选原则流程进行生产,钼精矿品位和回收率较差,铜含量偏高。为获得合格的钼精矿产品,进行铜、钼分离浮选试验。结果表明,以铜品位20.17%、钼品位0.67%的铜钼混合精矿为给矿,在水玻璃用量1 000 g/t、硫化钠用量10 000 g/t、煤油用量80 g/t的条件下,1粗3精—精选3精矿再磨(-0.074 mm 90%)—2次精选闭路试验可获得钼品位46.52%、回收率82.47%、含铜1.21%的合格钼精矿和铜品位20.38%、回收率99.91%的合格铜精矿,金、银主要富集在铜精矿中,品位分别为12.29,562.50 g/t。相比生产指标,钼精矿品位提高10.37个百分点,回收率提高13.94个百分点,铜含量降低2.13个百分点,实现了混合精矿铜、钼的有效分离。试验结果可供选矿厂工艺流程升级改造提供技术依据。     

组合捕收剂浮选回收云南某白钨矿的选矿试验研究

在利用组合捕收剂浮选回收云南某低品位白钨矿的试验研究中,采用捕收剂731与GYB、GYR与GYB以及731与SDBS组合作为白钨矿浮选的捕收剂,均比采用单一的捕收剂731取得了更好的浮选指标,且731与SDBS的组合捕收效果最好。当731与SDBS用量均为200 g/t,加药顺序为先添加731后添加SDBS时,所得钨粗精矿的WO_3品位为3.65%、回收率为77.76%,比单加731时品位提高了1.14个百分点、回收率提高了2.61个百分点;比生产现场实际的钨粗精矿品位提高了2.34个百分点,回收率提高了8.91个百分点,富集比提高了12个百分点。     

提高永平铜矿选铜回收率的试验研究

永平铜矿选矿厂采用中矿循序返回的铜硫混合浮选-铜硫分离浮选工艺流程,因中矿单体解离不充分而影响铜的回收。为此,采用中矿选择性分级再磨新工艺进行了旨在提高永平铜矿选铜回收率的实验室试验和工业试验。实验室试验结果表明,与原工艺相比,新工艺铜回收率可提高0.64个百分点,同时铜精矿品位可提高0.43个百分点;工业试验中新工艺铜回收率提高了0.89个百分点,铜精矿品位提高了0.38个百分点,证明了新工艺工业实施的可行性。     

难选富银铅锌矿浮选工艺研究

某难选富银铅锌矿,黄铁矿和毒砂含量高达74%,方铅矿局部氧化,铅锌硫矿物间可浮性差异较小。原工艺添加少量石灰,采用丁基黄药为捕收剂,进行分段粗选和精选,流程结构复杂、分选指标低,铅精矿铅品位45%、铅回收率65%,铅精矿中银回收率55%,锌精矿锌品位45%、锌回收率60%,锌精矿含砷0.5%。新工艺采用增加铅粗选石灰用量、使用GYD作为铅矿物捕收剂、粗精矿集中精选三项措施,简化了流程结构。扩大试验获得良好的浮选指标:铅精矿产率5.36%,铅品位62.23%,含锌3.14%,铅回收率82.40%,含银2 214g/t,银回收率72.02%;锌精矿产率8.04%,锌品位50.45%,含铅1.04%,含砷0.081%,锌回收率88.94%。相比原生产指标,铅精矿品位和回收率提高17个百分点以上,铅精矿中银回收率提高17个百分点以上;锌精矿品位提高5个百分点以上,锌回收率提高18个百分点以上,锌精矿砷含量下降0.42个百分点。     

提高金东铅锌矿选矿指标试验

针对金东铅锌矿原矿性质改变所导致的选矿指标降低的问题,进行了工艺矿物学研究和选矿工艺调整。通过调整磨矿细度和抑制剂,成功的完成了铅锌的分离回收,与前期生产相比,工业试验铅品位提高了17.90个百分点,铅回收率提高了17.11个百分点,锌精矿锌品位提高了4.68个百分点,但回收率基本不变。     

无捕收剂高效浮选陕西某高金多金属硫化矿石试验

陕西某高金多金属硫化矿石金品位5.78 g/t,有综合回收价值的伴生铜、铅、硫、银品位分别为0.22%、0.28%、3.05%、6.75 g/t;金主要以裸露及半裸露形式存在,铜、铅均以硫化相为主;矿石中自然金以粗粒为主,其次为中粒金、巨粒金和细粒金,银主要赋存于自然金中,主要铅矿物方铅矿、主要铜矿物黄铜矿均以中—粗粒为主,与黄铁矿关系密切,主要硫矿物黄铁矿也以中—粗粒为主。为高效开发利用该资源,在常规捕收剂浮选工艺指标不理想的情况下开展了无捕收剂浮选工艺研究。结果表明,无捕收剂浮选工艺精矿品位和回收率均明显高于有捕收剂浮选工艺,铜金精矿Cu、Au、Ag品位分别提高2.67个百分点、116.38 g/t、125.01 g/t,回收率分别提高0.76、6.79、8.29个百分点;铅精矿Pb、Au、Ag品位分别提高35.03个百分点、59.48 g/t、288.17 g/t,Pb、Au回收率分别提高3.80、0.06个百分点;硫精矿S品位和回收率分别提高0.48、6.27个百分点。因此,无捕收剂浮选工艺可作为处理该矿石的原则工艺,经济效益和环境效益均非常显著。     

某黝铜矿型铜铅锌多金属矿选矿试验研究

对某黝铜矿型铜铅锌多金属矿进行了选矿试验研究。结合矿石性质及一系列探索试验研究结果,最终采用铜铅混浮-混浮精矿再磨-铜铅分离-混浮尾矿浮锌-锌尾矿浮硫的工艺回收该矿中的铜、铅、锌和硫,闭路试验获得了铜精矿铜品位18.25%、铜回收率73.88%,铅精矿铅品位59.91%、铅回收率82.06%,锌精矿锌品位50.15%、锌回收率91.82%,硫精矿硫品位49.96%、硫回收率74.14%。通过所确定的工艺流程与药剂制度对选矿工艺进行了改造,改造后铜精矿品位提高6.51个百分点,铜回收率提高8.68个百分点,铅、锌回收率分别提高6.59和2.36个百分点。     

某含碳铜钨锡多金属矿选矿试验研究

针对Cu品位0.91%、WO_3品位0.25%、Sn品位为0.21%的某含碳铜钨锡多金属矿,采用优先浮铜工艺流程,通过闭路试验获得了产率为3.22%,Cu品位为25.11%、Cu回收率为89.16%的铜精矿;浮铜尾矿采用浮选脱硫-重选-强磁分离工艺流程回收锡、钨矿物,获得了WO_3品位为46.05%、Sn含量为3.80%、WO_3回收率为42.46%的黑钨精矿和Sn品位为58.03%、WO_3含量为6.25%、Sn回收率为42.07%的非磁精矿。与现场生产指标相比,铜精矿Cu品位提高了8.11个百分点;WO_3综合回收率提高了5.49个百分点,Sn回收率提高了4.07个百分点。     

PAC捕收剂提高凤凰山铜矿选别指标的试验研究

介绍了PAC捕收剂代替OSN－43^#捕收剂用于凤凰山铜矿选矿厂浮选流程半优先作业中的试验结果。试验结果表明，铜精矿品位提高1.27个百分点，回收率1.65个百分点，铜精矿中金和银的回收率分别提高7.43个百分点和4．33个百分点。     

快速磁翻转磁滚筒在张庄矿干抛系统中的应用研究

为增加抛尾建材的销售效益,提高入选原矿品位,降低磨矿成本,张庄矿选矿厂将原生产系统中的1台CTDG1016永磁干式磁滚筒替换为CTX0816快速磁翻转高场强磁滚筒,并对其进行了工业试验研究。研究结果表明:在给矿品位近似相等的情况下,CTX0816磁滚筒较CTDG1016磁滚筒抛废产率高2.16个百分点,精矿TFe品位提高0.58个百分点,MFe品位提高0.68个百分点,尾矿TFe品位降低0.95个百分点,MFe品位降低0.76个百分点,提高了金属回收率,经济效益显著。