七宝山铁矿铅锌矿选厂锌硫选别工艺流程改造

根据试验，将七宝山铁矿铅锌矿选厂原锌硫混选-锌硫分离流程改造为优先选锌流程。生产实践表明，改造后的流程对原矿变化的适应性更强，不但简化了流程结构、减少了设备运转台数，还提高锌回收率2．11个百分点，年增收、节支85．76万元。     

小型选厂碎矿设备的合理配置及效果

论述了对碎矿设备进行了合理配置组成不同的碎矿流程，以取得了较好的生产效率和经济效益，探求了在国产现有条件下适合小型选厂的破碎流程。     

完善芦岭矿选煤厂重介选流程的建议

针对芦岭矿选煤厂重介选流程中存在的问题，提出改进建议，并对效果及可行性进行预测。     

提高攀枝花选钛厂钛精矿回收率探索

针对攀桂花选钛厂原选别流程软精矿回收率不高的问题进行工业性试验研究，提出对原流程改进方案，采用降低重选材矿品位并加强磁选的方法，达到提高最终电选钛精矿回收率的目的。     

凡口铅锌矿选硫生产实践

介绍凡口矿的选硫历史 ,并从药剂制度、流程结构、给矿浓细度等方面探讨提高选硫指标的方法 ,认为活化剂硫酸和捕收剂黄药采用分步加药、提高入选搅拌时间、控制入选浓度、抛弃难选的细颗粒和使用适合凡口矿选硫的 6A浮选机等办法 ,可提高选硫的生产指标。     

阶段磨选工艺在钟山铁矿的实践

对钟山铁矿选厂工艺流程进行了分析，指出了该工艺存在缺陷，提出用阶段磨选工艺取代原流程，经实施后的各项生产指标较原流程有了大幅度提高，效果显著。     

包钢选矿厂选别流程现状及改进分析

分析了包钢选矿厂选别流程现状，指出了工艺中存在的问题，分析了尾矿的回收和弱磁选别作业给矿粒度、磁感应强度等问题，并提出进一步 改善流程的建议。     

鄂钢黄梅铁矿选矿厂准备作业方案的选择

黄梅选厂选别前的准备作业是黄梅铁矿选厂的关键作业，准备作业直接影响选厂最终精矿的产量和质量的提高。对原矿性质进行了详细测试，分析了几种选矿工艺流程的准备作业，确定了半自磨-球磨-分级流程。     

内蒙古某铅锌金矿选矿流程的改造

内蒙古某铅锌金矿属于非常复杂难选的铅锌金多金属矿床,原来的选矿流程的生产指标不能达标,通过采取去掉旧流程中螺旋溜槽的粗、精、扫选,将旧流程“先浮硫化矿再浮氧化矿”的原则流程改为“铅锌硫化矿和氧化矿同步浮选”等措施,简化了铅锌浮选流程,缩短了选别时间.对金银的回收,采取对槽体铺设毛毡等措施,大幅度提高了金银的选别指标.锌精矿品位从原来不达标的35.00％提高至51.25％;锌精矿锌回收率从原来51.18％提高到75.17％;铅精矿品位从41.10％提高到53.37％,铅回收率提高了4.33％.同时,金银得到有效回收,回收率达到80.00％.本次对旧流程的改造很成功,为企业创造了巨大的经济效益.     

柏坊铜矿硫氧混选流程改造实践

柏坊铜矿选矿厂工艺流程近二十年来一直沿用适合于处理混合矿的硫化矿与氧化矿分选的浮选流程。由于矿石性质发生变化 ,原有浮选流程特别是氧化段流程显得过长 ,造成设备、电力、药剂的浪费 ,操作较难控制 ,生产指标不好。通过对硫氧分选和硫氧混选流程的比较 ,进行了硫氧混选的小型试验、半工业试验、工业试验研究后 ,选用混选流程 ,并应用于生产实践 ,简化了流程 ,便于操作控制 ,提高了技术指标 ,降低了生产成本 ,取得了显著的效果。每年可增收、节支合计 70万元以上。但随着入选原矿品位的提高 ,生产现场混选流程对高品位不适应的缺陷暴露出来 ,流程过短 ,浮选设备性能差等 ,造成铜回收率下降。增加可灵活调整的快速浮选作业后 ,有效解决了生产现场混选流程处理高品位原矿效果差的问题 ,减少了铜金属损失 ,提高了回收率。     

含多种伴生成分铜矿石选矿工艺流程研究

对伴生有金且含有铁、硫和稀土的铜矿石选矿工艺流程进行了研究。采用部分优先 -混合浮选方案回收铜硫、浮选 -磁选方案回收铁、重选方案回收稀土工艺 ,获得铜品位和铜回收率分别为 2 6.0 7%和 94.0 7%的铜精矿 ,铜精矿中含金 6.5 6g/t、金回收率为 65 .5 4%。同时还获得铁品位高于 68%、含硫小于 0 .2 0 %的铁精矿 ,硫品位大于 3 5 .2 1%的硫精矿 ,以及TR2 O3含量为 10 .2 2 2 % (纯度为 68% )的稀土产品。所完成试验为开发利用该矿产资源提供了依据。     

水力旋流器在武山铜矿选硫生产中的研究与应用

介绍了武山铜矿选硫工艺改造情况。通过采用水力旋流器对选铜尾矿进行脱泥脱药,工艺简单,流程稳定,硫精矿品位提高4.36%,回收率提高6.61%,效果显著,具有很好的推广应用价值。     

冬瓜山铜矿选矿工艺的技术改造与探讨

介绍冬瓜山铜矿选矿厂投产以来进行的多次工艺流程改造,包括高硫铁生产工艺、选硫清洁生产工艺、部分铜硫混合浮选尾矿选硫生产工艺、全优先选铜+全尾选硫生产工艺,并就工艺技术改造的生产情况进行了分析探讨。     

某碳泥质硫铁矿矿石性质研究与选矿工艺探索

对贵州某碳泥质硫铁矿进行了工艺矿物学研究, 并对其选矿工艺进行了探索。研究结果表明, 该矿石中黄铁矿粒度分布极不均匀, 且存在磁黄铁矿, 部分黄铁矿氧化现象严重。该矿的选别难点在于细粒黄铁矿的回收和富集。由分析确定先重选(摇床)后浮选的工艺, 并优化开路试验流程。其中重选得到的精矿产品S品位为28.96%, 回收率为72.19%。重选精矿优化浮选后的精矿产品中 S品位为42.76%, 综合回收率为43.50%。重选尾矿优化浮选后的精矿产品S品位为19.59%, 综合回收率10.04%。结果表明, 先重选后浮选的工艺适合该矿的分离, 能够取得良好的效果。     

柿竹园矿粗粒钨选矿新工艺研究

在柿竹园矿500t／d选厂的二段磨矿分级返砂中增设圆锥选矿机和螺旋溜槽重选设备，可得到黑钨、白钨及铋三种精矿，使粗粒钨得到早收，减轻了钨的过粉碎，可提高钨的回收率，而且该工艺流程简单易行。     

从某金矿氰化渣中回收金银的试验研究

新疆某金矿的浮选精矿经生物氧化,氧化渣再氰化提金后,氰化渣中金银含量仍较高。针对该氰化渣进行了重选和浮选试验,确定了碳酸钠 水玻璃作组合调整剂、硫酸铜作活化剂、异戊基黄药 丁铵黑药作组合捕收剂、RB-3作起泡剂的药剂制度,以及二次粗选、三次精选的开路流程。氰化渣金、银品位分别为7.40 g/t和24.96 g/t时,开路试验可获得精矿中金品位24.68 g/t,回收率61.30%;银品位67.21 g/t,回收率47.47%的较好指标。浮选精矿产品的X射线衍射结果表明,氰化渣中载金矿物为未氧化的白铁矿和黄铁矿,且脉石矿物的粒度极细,直接影响精矿的浮选指标。     

钛精选尾矿回收试验研究

某钛精选厂钛粗精矿经过弱磁选—螺旋溜槽重选—强磁选生产流程年产出7万吨TiO2品位高达28%左右的尾矿。经试验研究,对该尾矿采用强磁选—分级—摇床重选的试验流程可得到合格的钛精矿(TiO2品位为48.23%,回收率为46.97%),提高了资源利用效率,为钛精选厂流程改造提供了依据。     

西秦岭某金矿床矿石特征及可选性研究

西秦岭地区是我国金矿床分布的主要集中区,矿床类型主要有石英脉型及构造蚀变岩型。对位于西秦岭某金矿床矿石特征及矿石的可选性进行研究表明,该金矿床类型为石英脉型,金多以粒间金和裂隙金存在于黄铁矿中,以微细粒为主,载金矿物主要为黄铁矿。在混合样研究的基础上,分别采用重选—炭浸联合流程、原矿炭浸流程两种方法进行条件试验。表明该矿为易选矿石,重选—炭浸联合流程金回收率为95.03%,推荐其作为该金矿床矿石的选矿工艺方法。     

分步优先浮选法处理低品位硫化铜矿

紫金山铜矿属大型低品位硫化铜矿,矿石中目的矿物以蓝辉铜矿、铜蓝为主,且与细粒黄铁矿紧密共生。由于原矿品位低,铜的回收率对该矿的开发利用意义重大。试验研究在详细的工艺矿物学研究和多种工艺流程对比试验基础上,采用适合矿石性质的分步优先浮选流程,解决了矿石中主要目的矿物易过粉碎,而铜硫共生密切、难以解离的问题。分步优先浮选流程获得铜回收率９５．０３％ ,已接近岩矿鉴定推算的理论回收率。     

山西某金红石矿选矿试验研究

山西某金红石矿采用重选主干流程进行选别,精矿产品TiO2品位为90%左右,但金红石(TiO2)的回收率不足50%。为提高金红石的选矿回收率,开展了以浮选为主干流程的选矿工艺研究。确定的选矿方案为两次浮选抛尾─金红石浮选(一次粗选、两次精选)─浮选精矿除杂(弱磁选—强磁选—重选)。全流程试验结果表明:采用浮选主干流程大大提高了精矿TiO2的回收率,总精矿TiO2回收率为69.25%,金红石矿物的回收率达到86.42%,其中精矿1含TiO289.58%、TiO2回收率46.84%;精矿2含TiO280.53%、TiO2回收率22.41%。同时综合回收了磁铁矿和钛铁矿。