某高泥型硫氧混合铅锌矿选矿技术研究及工业实践

针对云南兰坪地区某高泥型硫氧混合铅锌矿开展选矿技术研究。在工艺矿物学分析的基础上,结合了常规氧化锌选矿难点,确定了预先脱泥—泥质重选回收氧化锌—先硫后氧浮选回收铅锌的"重—浮"联合回收工艺。研究使用离心机有效地回收了泥质中的氧化锌矿物,氧化锌浮选采用新型组合捕收剂改善了氧化锌矿物分选效果,全套技术成功地应用于该矿山生产,取得了优异的工业生产指标。     

祁东铁矿选矿工艺研究

采用阶段磨选联合流程对祁东铁矿进行了详细研究。试验表明,阶段磨矿—弱磁、重选、强磁选;阶段磨矿—弱磁、重选、强磁—絮凝脱泥阴离子反浮选;阶段磨矿—弱磁、重选、强磁—絮凝脱泥三种联合选矿流程均可获得较好结果。前者有较大的应用前景。     

细泥锡石浮选工艺研究

本文通过对车河细泥锡石回收工艺的分析及经过脱泥与不脱泥工艺的试验研究结果对比,提出了提高细泥锡石综合回收效益的新工艺。     

预先脱泥分选工艺探讨

针对淮北选煤厂涡北分厂入选原煤细泥含量高且易泥化的特点,探讨了在重介-浮选工艺中采用了入选原煤预先脱泥工艺的影响因素并分析了工艺有利于分选的因素,指出经技术改造后,该厂的介耗得以降低,精煤产率也相应地得到了提高。     

宁南难选氧化硫化混合铅锌矿选矿工艺研究

针对宁南难选氧化硫化混合铅锌矿的特点,确定了先浮选硫化矿物后浮选氧化矿物的优先浮选全浮选工艺流程,在条件试验的基础上进行了小型闭路试验,可获得铅品位73.01%、铅回收率64.73%的硫化铅精矿;锌品位43.54%、锌回收率29.88%的硫化锌精矿;铅品位51.44%、铅回收率30.77%的氧化铅精矿;锌品位26.88%、锌回收率37.32%的氧化锌精矿,其中氧化锌矿物采用预先脱泥及中矿再脱泥的浮选工艺可以改善氧化锌选别效果,使流程更加通畅。      

江西修水高纯石英选矿试验研究

采用“擦洗—脱泥—磁选—浮选—分级”的主要工艺流程,对江西修水高纯石英矿进行提纯试验.对+0.104 mm产物进行“酸浸—高温爆裂”试验,可得到SiO2质量分数≥99.98％,TFe2O3为4.46 μg/g的高纯石英;对-0.104 mm产物进行“擦洗”试验,可获得D90=12.05μm,SiO2质量分数为99.90％的超细硅微粉.     

提高城门山铜矿选硫回收率的生产实践

通过对城门山铜矿选矿厂现场生产进行调研,采取各项技术措施、调整磨矿浮选工艺条件,改进脱泥旋流器,优化硫精矿脱泥参数,,选硫指标逐步提高,选硫回收率从39.89%提高到53.54%,另外浮选工艺条件的改善,也促进了铜回收率的提高,月累计铜精矿回收率82.41%,比改进前提高了0.90%,个百分点.     

袁家村铁矿再磨-强磁选脱泥-反浮选新工艺研究

袁家村铁矿生产流程中混磁精矿再磨溢流粒度较细、含泥量较高,仅经浓缩后直接进行反浮选,存在药剂成本高、浮选设备能耗高、精矿质量波动等问题。为解决上述问题,对再磨溢流(TFe品位42.70%)进行了强磁选脱泥-反浮选新工艺技术研究,采用平环ZH型三盘强磁选机可以抛出产率25.95%、TFe品位13.78%的尾矿,减少了入浮矿量,使入浮给矿TFe品位提高至52.84%。全流程闭路试验获得了TFe品位65.48%、回收率87.67%的铁精矿,与原生产指标相比,回收率提高了7.67个百分点。     

邢台矿洗煤厂脱泥筛的优化改造实践

为了解决粗精煤灰分偏高的问题,经过分析研究找出了造成末精煤灰分偏高的原因,CSS分选末精煤中1mln粒级的分选效果较差,提出了减小脱泥筛筛缝的思路。通过改造实践,从一定程度上可以解决细泥污染的问题,改善粗煤泥分选效果,保证了粗煤泥的回收率,为解决粗精煤重介背灰提供了可能,为今后系统的进一步优化提供了一个方向。     

提高某金矿浮选金精矿含硫品位的选矿试验研究

阐述了通过选矿工艺的改进和新型浮选药剂的应用,在保证某金矿金的浮选和氰化作业总回收率不低于85％的前提下,使浮选金精矿含硫品位由原来的8％－10％提高至15％以上,从而为实现浮选金精矿焙烧创造良好的前提条件。经矿石矿物组成及选矿试验研究,利用矿石中各种矿物的浮选特点,采用反浮选脱泥、中矿脱泥及浮选尾矿再磨后氰化浸出工艺流程,使用对细粒金有良好捕收效果的SK浮选剂,氰化浸出使用氢氧化钠代替石灰。研究表明,采用工艺流程及药剂制度适应该矿物特性,选别指标理想。