再磨再选

摘要： 该矿山选矿浮选流程为一次粗选、两次扫选、三次精选,浮选中矿(精选一中矿+扫选一中矿+扫选二中矿)集中返回至粗选搅拌槽。经过对浮选中矿筛析及工艺矿物学分析,针对中矿金的嵌布粒度微细,粒径多数在0.015mm以下,个别达0.05mm,金大多以超显微金存在的问题,进行了浮选中矿超细磨试验研究,得到提升了选矿回收率和金精矿品位的结果,得出了中矿细磨后再选可改善选矿指标、增加经济效益的结论,应用于生产实际中,可达到改善、优化浮选流程的目的。

摘要： 福建某选铜尾矿采用"一粗两精一扫"选硫工艺仅获得含硫41.79%、硫回收率47.63%的硫精矿。本文通过工艺矿物学研究及药剂制度优化,采用"两粗两精-粗精矿再磨再选"工艺获得含硫48.78%(有效硫46.29%)、回收率为50.39%的优-Ⅱ级硫精矿,再通过"再筛分"获得含硫51.83%(有效硫含量>48%)、作业回收率66.02%的优-Ⅰ级硫精矿。此新工艺流程结构简单、可操作性强,大幅度提升了硫精矿的综合回收率,同时也提高了硫精矿资源附加值。

摘要： 甘肃某卡林型金矿石金品位为4.04 g/t,载体矿物主要为黄铁矿和毒砂,两者嵌镶密切,黄铁矿普遍含砷,砷的含量为0.69%;同时矿石中金嵌布粒度微细,主要以不可见次显微金为主,因此,矿石中金回收率较难提高。针对该问题,对矿石中载金矿物的赋存状态进行了研究,最终确定采用粗磨强化浮选—再磨再选工艺流程对金进行了回收,与原矿磨矿直接浮选流程相比,金回收率提高了6.75个百分点,金总回收率达到了91.91%。在小型试验基础上开展了扩大连选试验,选别指标与小试接近,连续稳定运转9个班的试验数据表明,采用粗磨强化浮选—再磨再选工艺可获得金品位32.72 g/t,金回收率为91.79%的金精矿,尾矿中金品位降至0.40 g/t。

摘要： 本文通过对金川硫化铜镍矿矿石性质的分析以及中矿单独再磨再选流程、两磨两选流程、两磨两选+中矿再磨流程应用前后指标的对比和流程分析,结合现场生产实际情况,分析其流程的特点、存在的问题,其分析结果认为,两磨两选工艺流程不论在总精矿镍品位还是在回收率指标上都优于中矿单独再磨再选流程。前者总精矿镍品位达到7.96%,比后者提高0.26%,镍回收率达到83.65%,比后者提高0.25%。两磨两选流程和两磨两选+中矿再磨流程对比后发现后者能使低精矿镍品位有较大幅度的提升,由实施前的3.95%提高到实施后的4.45%,同时总精矿镍品位由原来的8.061%提升到8.28%。

摘要： 为综合回收利用某选矿厂尾矿,针对该选矿厂因资源枯竭已停产的情况,对尾矿库堆存的尾矿进行了综合利用试验研究。通过对尾矿进行再磨再选试验表明,尾矿经再磨再选可得到产率2.58%、铁品位47.42%的精矿产品,精矿产率和铁品位较低,回收成本较高;通过对尾矿进行粒度分析研究,其作为建筑用砂直接销售的可行性发现,+0.25 mm粒级含量为35.33%,+0.25 mm粒级产品可以作为细砂销售,-0.25 mm粒级可作为特细砂销售。因此,将该选矿厂尾矿产品可作为机制砂直接销售,经济可行。

摘要： 陈台沟铁矿为了实现无尾排放,针对选矿工艺进行了优化试验研究。通过在细碎前设置干选作业,一段球磨前设置湿式预选作业,一段旋流器沉砂设置预选作业,提前分离出了+0.5 mm粒级砂石进行商业化利用,产生的湿尾矿与胶凝材料混合后用于井下充填。通过以上工艺优化,实现了采充平衡,保障了生产系统的高效稳定运行。

摘要： 弓长岭一选厂及二三选厂铁尾矿全铁品位在10%以上,主要杂质成分为SiO2,有害成分S、P含量均较低,-200目含量接近60%。现场预富集粗精矿返回主流程的二段磨矿系统,导致系统运行状况不理想,磨矿系统循环量大、球磨机利用系数和磨矿效率低,最终导致精矿TFe品位不高。为解决该问题进行了选矿试验,结果表明,中强磁选(358.28 kA/m)预富集粗精矿单独再磨至-500目40%情况下,采用1次弱磁粗选(71.66 kA/m)、1次磁选柱精选(63.70 kA/m、上升水流12 L/min)流程处理,最终获得铁品位65.40%、回收率14.47%的精矿。研究表明,中强磁选预富集—陶瓷介质搅拌磨机磨矿—弱磁粗选—磁选柱精选流程是处理弓长岭磁铁矿尾矿的高效流程。

摘要： 本文针对某铬铁矿,采用磁选和浮选联合工艺来回收铬铁矿,以提高Cr2O3精矿产量.由于矿样中含有磁铁矿,先利用弱磁选将矿样中的强磁性矿物脱除,回收磁铁矿;再对弱磁选尾矿进行湿式强磁场磁选实验,获得铬精矿Cr2O3品位42.37％,回收率81.34％.为了提高铬精矿的综合回收指标,对强磁场磁选尾矿进行再磨再选实验,采用一粗两精一扫闭路浮选流程,获得铬精矿Cr2O3品位35.86％,回收率70.12％.

摘要： 河南某金矿为进一步回收尾矿库尾矿中的金,实现资源的综合利用和经济效益最大化,在尾矿矿石性质研究的基础上,探索制定了尾矿再磨—浮选—尾矿细磨—非氰浸出选冶联合回收金工艺.经过探索试验和条件优化试验,在-0.074 mm85％的磨矿细度下,浮选闭路试验获得了金品位38.77 g/t、金回收率44.97％的金精矿;浮选尾矿细磨至-0.037 mm90％,使用硫代硫酸盐法和"金蝉"试剂的浸出率分别为25.88％和30.59％,最终金的总回收率为75.56％,取得了较好的技术指标.

摘要： 针对某含铜钴的金多金属矿,采用铜优先金钴混合浮选流程回收金,指标偏低.对流程中的浮选尾矿进行了多元素分析、粒度筛析及金属分布测定和工艺矿物学检查,发现粗颗粒中含有一定量的金,同时还有部分被氧化需要进行再磨再选和氰化浸出联合工艺对金进行回收.再磨再选得到的金钴精矿中金的回收率为6.93％;再磨再选尾矿经氰化浸出后浸渣金品位为0.33 g/t,金作业浸出率为80.0％,对原矿金回收率为19.04％;"铜优先金钴混合浮选尾矿再磨再选再选尾矿炭浸"的选冶联合工艺获得的金总回收率为95.38％.

摘要： 雅满苏铁矿由于新老矿山的更替,矿石性质发生了变化。雅满苏铁矿选矿厂根据实际情况进行了高频振动细筛改造,即将原磁选精矿用细筛控制粒度,细筛筛上再磨再选。改造方案进行后,精矿品位由64.00％提高到65.00％,回收率提高了2.46个百分点,球磨机处理量比原来提高了10％,取得了明显的经济效益和社会效益。

摘要： 铁品67％,SiO2含量不高于6％,回收率在96％以上的铁精矿，达到了包钢公司提铁降硅的目标.为高炉提高利用系数,降低焦比及降低燃料成本奠定了基础.

摘要： 铁品67％,SiO2含量不高于6％,回收率在96％以上的铁精矿，达到了包钢公司提铁降硅的目标.为高炉提高利用系数,降低焦比及降低燃料成本奠定了基础.

摘要： 铁品67％,SiO2含量不高于6％,回收率在96％以上的铁精矿，达到了包钢公司提铁降硅的目标.为高炉提高利用系数,降低焦比及降低燃料成本奠定了基础.

摘要： 铁品67％,SiO2含量不高于6％,回收率在96％以上的铁精矿，达到了包钢公司提铁降硅的目标.为高炉提高利用系数,降低焦比及降低燃料成本奠定了基础.

摘要： 本发明涉及一种细磨磁选‑焙烧‑再磨磁选回收尾矿工艺，其特征在于采用三段磁选，三段旋流器闭路磨矿分级作业，焙烧，再磨磁选，本发明对二段筒式磁精单独磨矿至粒度‑0.025mm90%以上后经一段弱磁选别，使强磁性矿物与弱磁性矿物及脉石实现充分有效的分离，一段弱磁精直接给入后续弱磁选别作业，在确保了铁矿物回收率的同时，减少了焙烧作业处理量，获得品位65%以上、产率9%以上的精矿，尾矿品位5%～7%、金属回收率53%以上的良好指标。

摘要： 一种粗精煤再磨再精选分选工艺，首先将浮选药剂和入浮煤泥给到搅拌桶中，搅拌制浆后自流给入到粗浮选柱或浮选机，经浮选柱或浮选机粗选后得到浮选粗精煤和粗选尾煤；浮选粗精煤随即进入沉降过滤式离心脱水机进行脱水作业，得到粗精煤产品和精煤滤液，精煤滤液直接进入精选浮选柱或浮选机进行精选作业，粗精煤进入球磨机进行磨矿作业，磨细后的粗精煤产品也进入精选浮选柱或浮选机进行精选作业，得到最终精煤和精选尾煤。根据煤质条件不同，精选尾煤可作为最终尾煤，或返回矿浆准备作业再次分选，以提高浮选精煤的回收率。本发明的工艺简单，投资少，耗电量小，运行费用低，分选效率高，经济效益显著。

摘要： 本发明涉及一种提高赤铁精矿成球性能的立磨再选工艺，其特征在于包括下述步骤：1）将TFe品位为67～67.5%，占精矿总量的40～50%，‑0.074mm粒度含量占70～80%的重选精矿浓缩后的浓度达60%的浓缩精矿给入立磨‑旋流器分级闭路作业，2）立磨‑旋流器分级闭路作业的细粒产品与TFe品位为67.5～68%与浮选精矿混合后一起给入过滤前的浓密机进行浓缩，其浓密机溢流作为环水再利用，浓密机底流浓度为50～60%，‑0.074mm粒度含量大于90%的混合赤铁精矿给入过滤机进行脱水，最终混合赤铁精矿的水分控制在9.5%以下。本发明的优点是：有效地提高了混合赤铁精矿中微细粒级含量，增加赤铁精矿的比表面积，进一步提高赤铁精矿的用量，从目前的50%以下提高到60%以上。

摘要： 本发明涉及一种细磨磁选-焙烧-再磨磁选回收尾矿工艺，其特征在于采用三段磁选，三段旋流器闭路磨矿分级作业，焙烧，再磨磁选，本发明对二段筒式磁精单独磨矿至粒度-0.025mm90%以上后经一段弱磁选别，使强磁性矿物与弱磁性矿物及脉石实现充分有效的分离，一段弱磁精直接给入后续弱磁选别作业，在确保了铁矿物回收率的同时，减少了焙烧作业处理量，获得品位65%以上、产率9%以上的精矿，尾矿品位5%～7%、金属回收率53%以上的良好指标。

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： 本发明提供了一种从尾矿中回收萤石的再磨再选方法，包括以下步骤：（1）采集含萤石的尾矿，尾矿粒度小于等于0.5mm，尾矿中萤石品位达到14%以上；（2）将尾矿输送到艾砂磨机中，艾砂磨机中装有纳米陶瓷球，进行磨矿，选择纳米陶瓷球的直径大小和配比，设置磨矿浓度为60%，控制磨矿细度为‑200目占80%以上；（3）将磨矿后产品无需经过脱泥作业直接给入搅拌桶，依次加入碳酸钠调浆、单宁酸或水玻璃作抑制剂、油酸作捕收剂，充分和矿浆混合均匀；（4）将混合均匀后的矿浆，给入一粗六精一扫浮选工艺流程中，获得含萤石品位为87%以上的萤石精矿产品。

摘要： 本发明公开了一种金浮选尾矿再磨再选方法及其装置，属于黄金选矿技术领域，本发明的方法包括如下步骤：浮现尾矿经过分级，溢流进入尾矿压滤系统，滤饼进入尾矿库，尾矿水回用；辰砂进入磨机再磨，磨机排料经分级，辰砂返回再磨，溢流进入浮选；经过一次磨矿，旋流器分级，辰砂返回再磨，溢流进入旋流器分级，辰砂进入二段磨机，溢流进入浮选；获得金精矿品位为12g/t，回收率为45％的指标。

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： 本发明涉及贫赤铁矿选矿技术领域，特别是一种浮选中矿再磨再选新方法，包括一段粗选、一段精选、三段扫选作业，一段粗选作业的精矿给入一段精选作业，一段粗选作业的尾矿给入一段扫选作业，一段精选的中矿精尾返回一段粗选作业，一段精选作业的精矿为浮选精矿，尾矿给入二段扫选作业，二段扫选精矿返到一段扫选作业，尾矿给入三段扫选作业，三段扫选的精矿返到二段扫选作业，将一段扫选作业的精矿进行再磨，使一段扫选作业的精矿的单体解离度大幅度提高，再磨后的产品返回原浮选流程继续选别。矿物得到更充分地分选，降低了浮选各作业的中矿循环量，使浮选回路形成良性循环。提高了浮选精矿品位，降低了浮选尾矿品位，提高金属回收率。