粗精矿再磨

摘要： 四川某硫化铅锌矿铅锌品位低,含硫较高,矿石中部分方铅矿、闪锌矿嵌布粒度较细,呈细脉状、浸染状嵌布,影响铅锌浮选分离指标。在现有的分选工艺流程下,铅精矿中含锌较高,影响锌回收率。为此,在工艺矿物学研究基础上,开展了铅浮选工艺优化试验研究。新工艺采用25^(#)黑药作选铅捕收剂,铅粗精矿进行再磨,降低了铅精矿锌含量,提高了铅精矿铅品位和锌精矿锌回收率;小型闭路试验在原矿含铅1.21%、含锌2.19%、含银25.48 g/t的条件下,可获得含铅45.58%、含锌5.43%、含银861.72 g/t,铅回收率84.11%的铅精矿;含铅1.11%、含锌54.10%,锌回收率87.14%的锌精矿。铅精矿、锌精矿的品位分别较现场工艺提升2.42、3.72个百分点,铅、锌回收率分别提高0.26、4.11个百分点,研究结果为该铅锌矿的实际生产提供指导。

摘要： 西藏某细粒嵌布难选硫化铜矿含铜0.45%,含硫3.1%,铜氧化率9.91%,矿石中铜矿物以黄铜矿为主,黄铜矿分布极不均匀,部分呈微细粒状,与脉石不易单体解离,是影响铜矿物回收的重要因素。实验采用铜硫混浮、粗精矿再磨后铜硫分离、铜硫混浮尾矿脱硫的工艺流程,药剂制度以石灰为调整剂,A4和丁铵黑药为铜矿物捕收剂,戊基黄药为黄铁矿捕收剂,MIBC为起泡剂,闭路实验取得了良好的选矿技术指标:铜精矿铜品位25.32%,铜回收率85.56%;金品位21.02 g/t,金回收率63.37%;银品位119.25 g/t,银回收率80.53%。同时,获得一个含硫19.82%、回收率78.20%的硫精矿,矿石中的黄铁矿得到综合回收。

摘要： 四川某金精粉全泥氰化浸渣-29μm占80.23%,金品位为4.02 g/t,裸露及半裸露连体金占总金的40.69%,硫化物包裹金占4.66%,其他金主要赋存在石英及硅酸盐矿物中。为回收该二次资源中的金,进行了选矿试验研究。结果表明,试样采用浮选工艺流程处理,1次浮选粗精矿磨至-29μm占87.5%后进行4次精选,粗选尾矿2次扫选闭路流程处理,最终获得金品位为34.20 g/t、回收率为43.49%的精矿。结合试样金物相分析结果,裸露、半裸露金及硫化物包裹金得到了较充分的回收。

摘要： 针对广西中金岭南矿业有限责任公司盘龙铅锌矿选矿厂铅锌选矿回收率偏低、流程中矿循环量过大、流程不稳定等实际生产问题,进行了浮选流程优化试验研究.采用低碱选铅—高碱选锌流程,其中铅浮选采用苯胺黑药+丁基铵黑药的组合药剂作为捕收剂,硫酸锌作为抑制剂;锌浮选采用异丙基黄药作为捕收剂.对铅粗精矿进行了再磨,以提高金属解离度,减少中矿在流程中的循环累积,有利于生产流程控制和稳定生产指标.全流程闭路试验获得含铅57.88％、铅回收率为61.54％ 的铅精矿和含锌49.92％、锌回收率为90.04％ 的锌精矿.与选矿厂高碱铅浮选流程相比,选别指标实现了提升.

摘要： 针对矿石中磁黄铁矿干扰铜浮选、铜矿物嵌布粒度细等问题,采用铜硫混浮-粗精矿再磨工艺处理该矿石,以石灰和亚硫酸钠作为磁黄铁矿的抑制剂,同时采用选择性较高的DY-1为铜矿物捕收剂.闭路试验获得了铜品位为24.49％、含银335.37 g/t,铜回收率为89.15％、银回收率为65.33％的铜精矿.

摘要： 黑龙江某铜矿表层氧化矿氧化率为42.37％,直接湿法浸出铜浸出率仅约为60％.为高效利用该部分铜矿资源,针对矿石性质,进行了氧化矿与硫化矿配矿试验研究,考察铜浮选指标.结果表明:在氧化矿配矿比例为20％～30％(即氧化率为19.60％～23.84％)及最佳试验条件下,经一次粗选、三次精选、三次扫选+粗精矿再磨工艺流程,铜精矿铜品位达到20％以上,铜回收率达到85％以上.研究结果应用于生产,取得了较好生产指标.

摘要： 针对浮选柱结构简单、投资省、能耗低、浮选精矿富集比高的特性,大红山铜矿开展CPT浮选柱代替3次浮选机精选作业的生产工业试验研究,探索浮选柱替代3次浮选机精选后大红山铜矿的铜选矿回收率及精矿品位是否与小型分流试验一致,精矿品位及回收率是否得到提高.分为两个阶段进行,分别采用浮选柱和浮选机在粗精矿再磨和不磨的两种情况下进行铜精选作业,对比分析浮选柱与浮选机的精选效果.两个阶段的工业试验结果表明铜浮选精矿品位基本一致,而CPT浮选柱精选较浮选机3次精选的回收率下降了0.79个百分点的指标.从原矿性质及铜矿物浮选条件分析得到,大红山铜矿的岩石性质主要为铜铁伴生矿体,铜矿物主要为黄铜矿,易浮选,浮选药剂简单,而浮选柱对+53 μm粗粒级矿物的回收不充分,作业率较低,不适宜大红山矿石的铜精选作业.试验结果可为相同矿石性质的矿山提供参考.

摘要： 针对浮选柱对微细粒矿物浮选和提高精矿品位方面的优越性,结合大红山铜矿浮选工艺流程的简单灵活性,在大红山铜矿二选厂采用从生产流程中分流出一部分矿浆进行CPT浮选柱试验,结合精选尾矿MLA测试结果研究浮选粗精矿再磨和不再磨两种情况下取得的技术经济指标.与浮选机相比,获得粗精矿柱浮选不再磨流程精矿铜品位提高了 1.00个百分点,铜作业回收率提高了 0.45个百分点;柱浮选粗精矿再磨流程精矿铜品位提高了 3.62个百分点,铜作业回收率提高了 0.74个百分点.

摘要： 我国氧硫混合铜矿资源丰富,对这类铜矿进行高效选矿富集具有重要意义.云南迪庆地区有大量氧硫混合铜矿,铜品位0.67％,氧化率17.37％,含铜矿物主要为黄铜矿、斑铜矿和孔雀石.采用硫化—黄药浮选法对该矿石进行选矿,分析了活化剂和捕收剂的作用机理.研究了磨矿细度、药剂制度及粗精矿再磨等对浮选指标的影响.结果表明,以石灰为抑制剂,硫化钠为氧化铜的活化剂,丁基黄药和羟肟酸为组合捕收剂,当粗磨细度-0.074 m m占85.00％、粗精矿再磨细度-0.038 m m占85％ 时,采用一次粗选、两次扫选、两次精选的浮选闭路流程,可获得铜品位18.26％、铜回收率83.93％ 的铜精矿.研究结果可为混合铜矿的选矿富集提供参考.

摘要： 针对普朗铜矿的矿石性质特点,采用粗磨粗选-粗精矿再磨的工艺流程,组成了多个捕收剂组合进行提高金回收率的选矿试验研究,比采用单一的丁黄药捕收剂,可提高铜与金的综合回收指标。并进行15t/d规模半工业试验,证明了小型闭路试验得出的规律是正确的.

摘要： 介绍了武山铜矿碎磨矿工艺流程的沿革及其发展趋势。通过采用自磨工艺流程,解决了碎磨矿生产流程不畅的问题,实现了井下矿山达产达标。

摘要： 介绍了武山铜矿碎磨矿工艺流程的沿革及其发展趋势。通过采用自磨工艺流程,解决了碎磨矿生产流程不畅的问题,实现了井下矿山达产达标。

摘要： 介绍了武山铜矿碎磨矿工艺流程的沿革及其发展趋势。通过采用自磨工艺流程,解决了碎磨矿生产流程不畅的问题,实现了井下矿山达产达标。

摘要： 介绍了武山铜矿碎磨矿工艺流程的沿革及其发展趋势。通过采用自磨工艺流程,解决了碎磨矿生产流程不畅的问题,实现了井下矿山达产达标。

摘要： 介绍了武山铜矿碎磨矿工艺流程的沿革及其发展趋势。通过采用自磨工艺流程,解决了碎磨矿生产流程不畅的问题,实现了井下矿山达产达标。

摘要： 本文采用铜山口矿难选铜矿石，通过探索性选矿小型试验研究，提出现场改进建议，以提高现场选矿技术指标。

摘要： 本文采用铜山口矿难选铜矿石，通过探索性选矿小型试验研究，提出现场改进建议，以提高现场选矿技术指标。

摘要： 本文采用铜山口矿难选铜矿石，通过探索性选矿小型试验研究，提出现场改进建议，以提高现场选矿技术指标。

摘要： 本文采用铜山口矿难选铜矿石，通过探索性选矿小型试验研究，提出现场改进建议，以提高现场选矿技术指标。

摘要： 本发明涉及一种贫赤铁矿预选粗粒精矿的分级磨选工艺，包括将品位为24%~26%的贫赤铁矿给入粗粒湿式预选工艺，获得预选粗粒精矿，其特征在于，后续处理采用预先分级、阶段磨矿、阶段强磁抛尾‑反浮选工艺，具体包括下述步骤：1、将预选粗粒精矿给入平底浓缩分级旋流器预先分级，获得预先分级沉砂和预先分级溢流；2、将预先分级沉砂给入一段球磨机，将预先分级溢流直接给入二次旋流器；3、将二段混合精矿给入反浮选，经一粗一精三扫选别获得品位65%~66%、产率25%~27%最终浮选精矿。本发明的优点是：1、满足一段磨机的浓度要求，稳定生产；2、提前分级出细粒产品，减少一段磨机负荷，节能降耗。

摘要： 本发明公开了一种取消铜钼混合精矿再磨的分离浮选工艺，该工艺是将原矿磨浮产出的铜钼混合精矿分别经两台浓密机浓密脱水后，底流经陶瓷过滤机过滤调浆后输送至缓冲槽，缓冲槽中的矿浆不进入再磨分级系统，经泵直接给入搅拌槽，并由此给入铜钼分离浮选流程；本发明采用取消铜钼混合精矿再磨工艺分离流程后，避免了钼矿物的过磨现象，使钼的作业回收率有了大幅度的提高，从使用再磨工艺时候的60%提高到了取消再磨后的82%左右，钼精矿中含铜量也由原来的4～5%降低至1%以下，钼精矿中钼品位由原来的45%提高至48%，铜矿物抑制剂用量也有所下降。

摘要： 本发明提供了一种利用萤石尾矿再磨再选生产萤石精矿的方法，所述方法为：萤石尾矿入磨矿机研磨，控制粒度后，加药剂搅拌后进入粗选，而后进行6~7次精选，末次精选作业获得氟化钙产品，各次精选作业的浮选机槽内矿浆集中产出，作为钢铁冶炼辅料。本发明的有益效果主要体现在：（1）提高矿产资源利用率。本发明从废弃的尾矿中再次提取萤石，矿产资源得到有效利用。（2）提高了我国萤石资源的保障能力。我国萤石资源经历数十年的开发，资源储量大幅下降，生产氟化工原料的易选萤石资源消耗更快，本发明扩大了氟化工原料萤石精矿的新资源，意义重大。（3）减少了选矿厂固废的排放，降低了选矿厂的环境污染。

摘要： 本实用新型提供一种粗金精矿再浮选筛分装置，包括浮选罐和进料罐，所述进料罐内固定安装有斜筛网，所述进料罐的一侧与斜筛网对应的位置处固定安装有粗料出管，所述进料罐的顶部固定安装有加料管，所述粗料出管与进料罐连通，所述浮选罐顶部的中心位置处开设有安装孔，所述进料罐的底部固定安装在安装孔内，所述进料罐的底部固定连接有下料管，所述进料罐的底部内设置有储气室，所述进料罐的另一侧开设有通孔，进气管的一端穿过通孔与储气室连通，该粗金精矿再浮选筛分装置设计合理，能够使气泡与矿料充分接触，浮选效果好。

摘要： 本实用新型公开了一种鳞片石墨精矿棒式再磨机，包括筒体部件(4)、传动机构与搅拌装置(7)；所述的筒体部件(4)固定于地基(10)上；传动机构固定于筒体部件(4)上盖上方，与设于筒体部件(4)内的搅拌装置(7)连接并驱动其旋转；所述的筒体部件(4)下部设有给料口(5)与卸料口(11)；所述的筒体部件(4)的上部设有溢流口(12)和介质添加口(9)。其结构简单、操作维护方便，对石墨等鳞片矿物的浓度要求较低，控制在20％左右即可，具有较好的再磨能力，能在显著增加待磨矿物新鲜表面的前提下尽量减少过粉磨现象，即可显著地增加下一作业流程的产率和品位。

摘要： 一种精矿再磨装置，它在于浮选机精矿泡沫槽（4）上设有精矿泡沫吸入口（8），精矿泡沫吸入口（8）外连接浮选精矿泡沫吸浆管（1），精矿泡沫吸入口（8）上连接闸板阀（3），闸板阀（3）上通过闸板槽（9）连接闸板铁板（10），在闸板铁板（10）外侧连接闸板把手（7），浮选机精矿泡沫槽（4）下端通过粗粒精矿吸入管（2）连接精矿泵（5），精矿泵（5）外连接粗精矿排矿管（6），因而，简单、实用、有效的解决精矿泡沫池易冒槽和泡沫泵工作效率低问题，特别适合于选矿精矿再磨之用。

摘要： 本发明涉及一种磁重预选、粗精矿再磨再选赤铁矿尾矿回收工艺，采用“一粗一精螺旋溜槽、永磁‑ 磨矿分级‑强磁、离心机流程”进行选别，在磨矿粒度为‑325目92.5%时获得的选别指标为：给矿品位12.63%，精矿品位67.95%，精矿产率4.00%，回收率21.52%，尾矿品位10.33%。尾矿初期自流排放到尾矿库，后期泵送至尾矿库。各段浓缩机溢流水返回尾矿回收厂循环使用。

摘要： 本发明公开了一种柱机联合分段异步粗精矿再磨选铅方法,包括以下步骤：A、原矿经球磨机球磨进入旋流器分级，溢流进入浓密池浓缩后通过浮选机浮选进行快速选铅作业；B、快选尾矿粗选后，粗精矿进入立磨机再次磨矿作业，旋流器分级溢流通过浓密池浓缩后进入浮选柱浮选进行选铅作业。本发明采用浮选机优先选出易于单体解离，容易浮选出来的银铅矿物，然后快选尾矿进行粗选，粗精矿再磨后浮选出嵌布特征较复杂，颗粒较细，难于单体解离的银铅矿物，达到提高银铅回收率的目的。本发明可以简化选别流程，降低能耗，提高银铅锌硫化矿中银铅精矿的品位回收率，可提高选铅回收率5个百分点，铅中银的回收率提高5个百分点，实现银铅的高效分离。

摘要： 本发明涉及一种磁重预选、粗精矿再磨再选赤铁矿尾矿回收工艺，采用“一粗一精螺旋溜槽、永磁-磨矿分级-强磁、离心机流程”进行选别，在磨矿粒度为-325目92.5%时获得的选别指标为：给矿品位12.63%，精矿品位67.95%，精矿产率4.00%，回收率21.52%，尾矿品位10.33%。尾矿初期自流排放到尾矿库，后期泵送至尾矿库。各段浓缩机溢流水返回尾矿回收厂循环使用。

摘要： 本实用新型提供了一种铅锌粗精矿再磨系统，包括锌再磨溢流型球磨机和铅再磨溢流型球磨机，锌再磨溢流型球磨机的入口连接有第一旋流器组，第一旋流器组连接锌精选池，锌再磨溢流型球磨机的出口连接有锌粗选池，锌粗选池连接第一渣浆泵，第一渣浆泵与第一旋流器组相连；铅再磨溢流型球磨机的入口连接有第二旋流器组，第二旋流器组连接铅精选池，还包括铅粗选池，铅粗选池连接第二渣浆泵，第二渣浆泵与第二旋流器组相连，第一旋流器组的沉沙嘴下端管路与第二旋流器组的沉沙嘴下端管路之间设有第一钢制管路，铅再磨溢流型球磨机的出口通过第二钢制管路连接锌粗选池。提高了对矿物锌金属的回收效果和锌精矿品质，同时减少了精矿脱水困难的问题。