宜春钽铌矿锂云母浮选技术改造实践

介绍了对原混合浮选工艺流程进行技术改造的过程及措施,针对原浮选工艺流程中的不足,通过试验研究确定采用先浮锑再浮金的优先浮选新工艺流程。改造前混合精矿中锑、金品位分别为8%、35g/t;通过技术改造获得了良好的生产指标,锑品位提高幅度达到35%~45%,锑回收率达到75%以上;金品位提高7~15g/t,产品中金回收率由工艺改造前的53%提高到改造后的75%以上,金回收率提高幅度达22%以上。经技术改造后实现了资源的综合回收利用,并为企业创造了巨大的经济效益和社会效益。

通过宜春钽铌矿2~#尾矿库监理工作,从监理对质量控制、进度控制、造价控制等方面谈了几点认识,从而更有效地做好工程监理工作。

介绍了夏甸金矿细粒嵌布金矿石选矿工艺技术改造后的磨浮工艺及其生产实践。改造后的选矿工艺可使金的选矿回收率由原工艺的93.71%提高到96.74%,金精矿品位由43.81g/t提高到60.38g/

利用废玻璃和锂云母并配以长石,石英、方解石和白粘土研制出廉价的在1200℃的温度下快烧的仿花岗岩瓷质地砖透明生料釉。

通过白度和反射率对珠光颜料在陶瓷釉料中的着色力和珠光光泽进行了表征,探讨了ph值、水浴温度、锂云母:tio2比例和煅烧温度对所制备的珠光颜料在制品白度和反射率的影响。xrd分析结果表明:当随着锂云母:tio2比例增加(包覆次数的增加)时,白云母晶相和金红石相发生了较大变化,从而影响着釉面的白度和反射率。结果表明当锂云母:tio2为100:62时,通过eds测定并计算出tio2的包覆率约达到22.12%。其釉面效果达到最优:白度为82%,反射率为45.7%

针对浮选系统设备老化、浮选效果差、油耗居高不下等瓶颈问题,邯郸洗选厂对煤泥高效分选与减量入浮进行了研究,将浮选系统的振动弧形筛更换高效细缝弧形筛板、增大煤泥分级旋流器底流口、严格执行粗煤泥离心机筛篮更换标准。生产实践表明:浮选精煤产率提高了0.37个百分点、吨煤油耗降低了0.026kg,年创经济效益361.23万元。

为了解决浮选产品硫精矿中铅含量超标这一问题,对浮选工艺进行了技术改造,增加了优先选铅工艺,产出两种精矿。经过半年生产实践表明,改造后生产工艺效益明显,每年可为企业创效益120万元以上

对包钢焦化厂浮选系统存在的问题进行了分析,找出了导致浮选处于停产状态的原因,提出并实施了技术改造,取得了预期效果。

xjm-4型浮选机具有许多优点,同时,也存在着处理量小、叶轮易堵塞、液面不稳定等问题,运用xjm-s浮选机技术,研制出新型组合式叶轮定子更换原有叶轮定子,对xjm-4浮选机的叶轮定子进行改造后,浮选机工艺指标明显提高,处理能力提高,吨煤浮选能耗降低。

武山铜矿采用分级浮选新工艺改造选硫浮选系统,有效的解决了矿山由于黏土矿物含量高造成的吨矿药剂用量大,回收率偏低,只能产出低硫精矿的问题.分级浮选工艺改造后由于对不同粒级的矿物进行更有针对性的操作工艺,可产出不同品质的硫精矿,其中品位大于48%的高硫精矿占产品总量的88%,在原矿硫品位有所降低的情况下,改造后的选硫总回收率仍比改造前选硫系统的平均回收率提高2.27个百分点,同时大幅度降低了吨矿药剂消耗,经济效益大幅提高.

由于矿井煤质变化,翟镇煤矿选煤厂入洗原煤中高灰细泥量增加,原有浮选工艺制约了选煤厂的生产效益；分析了影响效益的关键因素；通过实验研究、设备选型、工艺系统改造后,提高了精煤回收率,降低了产品水分,实现了煤泥减量化,增加了经济效益。

本文提出了改进浮选、氰化及污水处理工艺的有效措施。解决了污水排放难以达到标准的问题,实现了污水零排放,提高了选矿回收率,增加了经济效益。

浮选工艺在南屯煤矿选煤中心的应用经验。

本文阐述了鑫城金矿原浮选+金精矿氰化车间工艺存在的问题。提出了改进浮选、氰化及污水处理工艺的有效措施。解决了污水排放难以达到标准的问题,实现了污水零排放,提高了选矿回收率,增加了经济效益。

平岗矿选煤厂针对原浮选工艺流程中存在的问题,新增了一套国产xjm-s16型浮选机,同时保留原系统备用;改造后,提高了精煤产率,取得了较好的经济效益。

为提高浮选锌精矿品位及回收率,根据无极山铁矿矿石中锌矿物结构复杂,氧化程度较高,且以铁闪锌矿为主的特点,腾冲瑞土分公司对其锌浮选工艺流程进行了技术改造。原浮选工艺流程存在矿泥粒度细、磨矿浓度低、目的矿物与矿泥混选、锌精矿品位低等问题,对此先后两次进行了技术改造,通过增加脱泥作业,精矿品位和回收率均得到一定提高,并实现了经济效益。同时,通过统计分析,找出了影响锌精矿品位的主要因素为浮选矿泥和铁的含量;影响锌回收率的主要因素为氧化锌不能得到有效回收。运用检验理论,进一步验证了脱泥工艺的科学性和实用性,为今后的工作指明了方向。

我厂改造前采用的是浸出熟料过滤分离,滤饼六级逆流沉降分离洗涤流程,在生产运行中,由于泥浆沉降时易在槽底产生浮泥,致使任何一级沉降槽因槽底浮泥过多出现故障,严重影响该流程的正常运行.1994年,在800t/alioh·h_2o扩建工程中,针对原有流程中所存在的不足,借鉴兄弟厂家的经验,充分对比论证,挖掘原有φ7.5m沉降槽潜力,增设并改造过滤系统,边生产边改造,成功地完成了浸出熟料浆二段过滤分离二段沉降分离的三级逆流洗涤工艺的技术改造,该系统改造后的产能可由原产lioh·h_2o850t/a增加到1500～16000t/a,运行稳定可靠,取得了预期的效果.改造后的工艺流程如图1.

锂云母浮选工程的技术改造

采用锂云母、石灰石、石灰为原料，ｌｉｏｈ结晶母液为添加剂，进行了提锂烧结工艺研究。初步结果表明：烧结温度为７５０～８５０℃时，ｌｉ２ｏ的溶出率可达９１％左右；与原有的锂云母石灰石烧结工艺相比，烧结温度可降低１５０℃左右，ｌｉ２ｏ的溶出率可提高１１％左右

中外合资宜春钽铌矿扩建工程可行性研究预审获得通过

对一矿床为大型花岗岩的钽铌矿进行了选矿试验研究,以回收其中的有用矿物钽铌铁矿、铌钽铁矿和细晶石.矿石经两段磨矿、两段选别,粗选采用单一重选法得粗精矿,精选采用重-浮-重工艺流程,得到品位为6.89%的钽铌精矿,其回收率为57.482%.精矿经水冶除钨、锡、硅等杂质后得到钽铌渣,其中ta2o5的含量为29.0%,对原矿的回收率为53.487%.

河南某铅选矿厂采用常规浮选工艺产出铅精矿,浮选流程为一次粗选、三次精选、三次扫选.为提高金属回收率,通过生产考察,去掉第三次精选作业,浮选流程改为一次粗选、两次精选、三次扫选;同时增加使用乙硫氮,产出合格的精矿产品,选矿回收率提高了0.82％,生产成本降低了0.65元/t,企业年增加经济效益143万元.技改取得了成功.