中矿再磨

摘要： 采用显微镜、X射线衍射仪、化学分析等多种手段,对青海某金矿石进行了工艺矿物学研究,查明矿石中矿物组成、主要矿物嵌布状态、嵌布粒度等。结果表明:矿石中主要有价元素为金,伴生低品位银,金品位4.20 g/t、银品位<2.0 g/t、碳品位1.17%、硫品位1.92%,属微细粒—超微细粒浸染型高碳低硫极难处理金矿石;金主要以微细粒、超微细粒包裹于毒砂和黄铁矿中,部分以单体金形式嵌布于脉石矿物中;毒砂、黄铁矿嵌布粒度较粗,硫化矿物包裹金可通过初步磨矿达到回收效果,脉石矿物中金则需要进一步磨矿进行回收。

摘要： 豫西某石英型萤石矿含CaF_(2)41.58%,SiO_(2)45.76%,嵌布粒度粗细不均,部分细粒萤石被石英、长石包裹,给萤石提质带来一定困难,为此开展了详细的工艺矿物学、浮选药剂制度和浮选闭路流程对比研究。结果表明,在粗磨磨矿细度为-0.074 mm含量55%、pH值调整剂碳酸钠用量2000 g/t、脉石抑制剂水玻璃用量900 g/t、组合捕收剂氧化石蜡皂+油酸钠用量200+100 g/t,再磨磨矿细度为-0.043 mm含量76.89%的条件下,采用一段粗磨、一次粗选二次扫选六次精选、高品位中矿再磨返回二段精选的浮选流程,可获得CaF_(2)97.12%、回收率91.10%的萤石精矿;组合捕收剂的使用可实现萤石的常温浮选;与萤石常规的粗精矿再磨浮选工艺相比,高品位中矿再磨浮选工艺精矿品位和回收率均有所提高。工艺矿物学研究表明,再磨位置的选择至关重要,高品位中矿再磨避免了已解离萤石的过磨,增加了富连生体的解离程度,实现了二次分配,是提高此类嵌布粒度不均萤石资源选别指标的关键。

摘要： 云南镇沅某金矿选矿厂处理矿石为微细浸染型低品位难处理金矿石,由于入选矿石金品位降低,导致浮选指标不理想,金精矿金品位在25 g/t左右、金回收率在80%左右。为进一步提高选别指标,进行了药剂制度和流程结构优化试验。结果表明:采用阶段磨浮、中矿再磨工艺流程,在优化的最佳药剂制度条件下,金精矿金品位大幅度提高到41.54 g/t,金回收率提高到89.46%,指标较好,可为微细浸染型金矿石的处理提供参考。

摘要： 为了提高目的矿物的回收率,针对某铜矿矿石中有用矿物嵌布粒度微细,大量含铜连生体在浮选系统内循环的问题进行了浮选流程考察。考察结果表明:1系列粗选1精矿铜品位为18%~20%,可直接作为最终精矿产出;通过对扫选1精矿、1系列精选2精矿及2系列精选3精矿开展再磨浮选试验研究证明,扫选1中矿再磨后浮选,作业回收率可提高10个百分点,1系列铜精选2精矿及2系列铜精选3精矿进行预先分级后再磨精选可提高铜品位3个百分点;流程技改完成后,两系列精扫尾矿直接输送至球磨机泵池可减少水量约300 m3,有效降低了对粗选流程的冲击,精矿品位由18%提升至约20%,选矿回收率由87.80%提升至89.83%。

摘要： 某难选金矿浮选回收率仅为80.95%,尾矿金品位高达1.0 g/t,为提高浮选工艺指标,强化损失金回收,开展了浮选药剂制度优化试验及中矿再磨工艺优化试验。试验结果表明:碳酸钠、硫酸铜、丁基黄药+丁铵黑药及2#油的药剂用量分别为5000,500,470+250,100 g/t时,联合中矿再磨工艺可获得的金精矿品位17.63 g/t、尾矿金品位0.74 g/t、金回收率83.31%。优化后工艺浮选指标显著提升,金精矿品位提高1.22 g/t,尾矿金品位降低0.26 g/t,金回收率提高2.36个百分点,经济效益显著。

摘要： 湖南某金矿石Au品位为2.41 g/t,主要载金矿物为毒砂和黄铁矿,主要脉石矿物有高岭土、绿泥石等,金矿物的嵌布粒度极微细,单体金粒量极少,大部分金粒与毒砂连生或包含于毒砂中,少部分金粒包含于黄铁矿中。为确定矿石的适宜选别工艺进行了选矿试验,结果表明,试样在磨矿细度为-0.074 mm78%的情况下采用摇床重选,重选中矿在再磨细度为-0.074 mm 87.77%情况下采用1粗2精、中矿顺序返回闭路浮选流程处理,最终获得了产率为1.84%、Au品位为111.45 g/t、回收率为85.05%的金精矿,金精矿质量满足含毒砂Ⅰ级品质量要求,较好地实现了金的回收。

摘要： 新疆某铁矿铁品位为35.65％,其中铁主要以磁铁矿形式存在.矿石中锌、硫含量分别为1.12％、1.56％,主要以嵌布粒度较细的闪锌矿、黄铁矿、磁黄铁矿等形式存在.原矿中的锌、硫含量较高,易造成铁精矿产品锌硫含量超标,影响后续冶炼过程,故对该铁矿进行降锌脱硫工艺研究.原矿采用"1粗3精3扫"的浮选工艺,浮选尾矿采用多级低场强预磁选的方法,可获得铁品位和铁回收率分别为65.15％、56.81％,锌、硫含量分别为0.08％、0.29％的铁精矿1产品;低场强预磁选尾矿采用高梯度磁选和磁粗选精矿再磨的方法,可获得铁品位和铁回收率分别为67.40％、29.97％,锌、硫含量分别为0.10％、0.30％的铁精矿2产品.综合铁精矿铁品位和铁回收率分别为65.93％、86.78％,锌、硫含量分别为0.09％、0.29％,产品指标满足后续冶炼要求,实现了铁精矿降锌脱硫的目标.

摘要： 某铅锌矿含铅7.31％、含锌13.70％,含硫量高且含炭质,锌矿物主要以闪锌矿形式存在.闪锌矿与方铅矿、黄铁矿嵌布关系密切,嵌布粒度分布不均匀且整体偏细,为锌选别带来一定的困难.为改善锌精矿的粒度分布、优化锌选别指标,采用"快速分支浮选—中矿再磨精选"流程处理锌浮选给矿,开展了浮选时间、药剂制度和中矿再磨细度等条件试验.结果表明,新工艺流程处理后,最终可获得锌品位为53.88％、锌回收率为91.57％的综合锌精矿,较原工艺流程,锌精矿品位和回收率分别提升了1.56和1.13个百分点;锌精矿粒度分布明显改善,+38μm含量由5.93％提高到22.50％,-7μm含量由47.54％降低到29.41％.新工艺解决了原工艺流程锌再磨选择性不高、部分闪锌矿过磨、部分闪锌矿连生体无法充分解离的问题,也显著降低了再磨负荷.

摘要： 针对金平某金矿金精矿品位及回收率不高的问题,从流程结构、药剂制度、磨矿细度等方面开展试验研究.鉴于选厂之前的基础研究工作比较详实,本次试验在探索药剂制度、磨矿细度等条件时没有进行单一因素的试验,而是对不同的因素进行组合开展试验,最终选定合适的药剂组合进行闭路试验,闭路试验采用阶段磨矿阶段选别—中矿再磨工艺流程,即一段磨矿细度为--0.074 mm占47％～53％,二段磨矿细度为0.045 mm占76％～80％,中矿再磨细度为0.038 mm占87％～93％,采用一粗两精三扫,中矿再磨一粗两精的闭路流程,获得金品位为54.69 g/t、金回收率为91.25％的金精矿,指标较好,解决了浮选生产中存在的问题.

摘要： 谦比希铜矿以硫化铜矿为主,因原矿石中铜矿物的嵌布粒度不均匀,导致现有工艺条件下选矿指标有优化提高的空间.针对这一问题,本文以谦比希西矿体矿石为研究对象,分别考察了中矿再磨、尾矿再磨以及改质机优化入浮前的矿化条件等优化手段对选矿指标的影响.结果 表明:中矿再磨再选实验、尾矿再磨再选实验以及改质机强化浮选矿化条件的实验,均表明在一定程度上能提高选矿指标.且在超级搅拌,中、尾矿再磨等多种优化手段作用下,经一次粗选、两次精选、两次扫选的闭路流程,可得到铜品位26.61％、铜回收率93.34％的优质精矿产品.

摘要： 针对江西某高硫铜矿石,通过试验研究对比,应用"半优先精选+中矿再磨"新工艺可实现在铜精矿品位不低于原工艺流程指标的前提下,铜精矿铜回收率从87.22％提高至92.39％.分析研究表明:半优先浮选体现了"早收快收"的重要浮选意图;中矿再磨能降低粗颗粒粒级的产率,提高目的矿物的单体解离度;新工艺对中矿进行选择性磨矿-解离-浮选,直至达到适当的单体解离度,最终达到提高铜矿物的回收率的目的.

摘要： 针对铜铅锌多金属硫化矿矿石性质复杂,铜铅分离难度大,选矿指标差的难点,文章采取了混合浮选、中矿再磨,然后铜铅再分离,铜铅尾矿再浮选回收锌的工艺流程,成功地解决了铜铅锌多金属硫化矿选矿技术难题,最终使铜、铅、锌的精矿品位达到:25.4%、62.3%、46.1%;回收率达到:80.87%、88.27%、79.99%.

摘要： 通过对东乡铜矿铜硫矿石生产实践分析及选矿试验研究,提出中矿再磨、优先浮选的工艺流程,完善药剂条件等措施以稳定并提高铜、硫精矿品位和回收率。

摘要： 通过试验研究找出了铜录山矿强磁选工程选别指标不理相的原因。并提出了提高其选别提标的方法。

摘要： 通过试验研究找出了铜录山矿强磁选工程选别指标不理相的原因。并提出了提高其选别提标的方法。

摘要： 通过试验研究找出了铜录山矿强磁选工程选别指标不理相的原因。并提出了提高其选别提标的方法。

摘要： 通过试验研究找出了铜录山矿强磁选工程选别指标不理相的原因。并提出了提高其选别提标的方法。

摘要： 通过试验研究找出了铜录山矿强磁选工程选别指标不理相的原因。并提出了提高其选别提标的方法。

摘要： 通过试验研究找出了铜录山矿强磁选工程选别指标不理相的原因。并提出了提高其选别提标的方法。

摘要： 一种采用中矿返回与再磨技术的复杂铜铅矿选矿分离方法，将原矿经磨矿后，进行铜粗选；对铜粗选的粗精矿用浮选进行铜精选，对铜粗选的尾矿进行铜扫选；其特征是，在铜精选的铜铅分离过程当中，将第一道铜精选工序精选的中矿返回至第一道铜扫选工序，将第二道铜精选工序精选的中矿和第三道铜精选工序精选的中矿集中返回至铜粗选工序，避免杂质对品位的影响，达到提高铜精矿品位的目的；铜扫选工序中，对经过一次精选的精矿进行再磨，再磨后矿料送至铜粗选工序，形成选择性磨矿，既增加了铜铅矿物的解离度又避免过粉碎，使铜精矿获得较高的回收率。

摘要： 本发明涉及一种用于对具有至少一台磨机（3）尤其矿磨机或者水泥磨机的磨机系统（1）进行控制的方法，其中对于所述磨机系统（1）的运行来说从电网（PG）中取用电功率，用所述电功率来引起至少一个磨机体（3a）的旋转，由此将输送给所述至少一个磨机体（3a）的物料粉碎。在所述按本发明的方法的范围内，为所述磨机系统（1）预先给定待从所述电网（PG）中取用的额定功率消耗。在这种额定功率消耗的基础上来如此调节所述磨机系统（1）的一个或者多个调整参量（A），使得从所述电网（PG）中取用的功率相当于所述额定功率消耗。所述按本发明的方法在一种优选的变型方案中用于通过所述磨机系统（1）来提供在所述电网中所需要的调节功率，由此可以对能量生产中的由于再生能量的增加使用而出现的波动进行补偿。在一种优选的变型方案中，用所述方法对包括管磨机或者SAG磨机或者球磨机的磨机系统进行调节。这些大多数用于对矿石进行粉碎的磨机具有很高的能耗，因而也可以通过相应的对其能耗进行的调节在所述电网中提供较大量的电功率作为调节功率。

摘要： 一种含磁黄铁矿的铅锌硫化矿分质分级分选和中矿选择性再磨方法，包括以下步骤：(1)将矿石磨矿后获的产品进行磁选分质获得磁选粗精矿；(2)对磁选粗精矿进行分级分选，‑0.074mm产品为高硫铁精矿；(3)将磁选粗精矿中+0.074mm产品和磁选尾矿合并作为中矿进入到磨机中进行中矿选择性再磨，合格的磨矿产品进入铅锌分离作业，筛上产品返回磁选分质作业。本发明基于磁黄铁矿的强磁性和嵌布粒度粗的特性，通过分质分级分选后得到高硫铁精矿，不仅可以降低高硫对后续作业的影响，还可减轻磁性矿物对磨机造成的不利影响，中矿的选择性再磨使得中矿中的连生体进一步单体解离，利于后续选别作业。

摘要： 一种采用中矿返回与再磨技术的复杂铜铅矿选矿分离方法，将原矿经磨矿后，进行铜粗选；对铜粗选的粗精矿用浮选进行铜精选，对铜粗选的尾矿进行铜扫选；其特征是，在铜精选的铜铅分离过程当中，将第一道铜精选工序精选的中矿返回至第一道铜扫选工序，将第二道铜精选工序精选的中矿和第三道铜精选工序精选的中矿集中返回至铜粗选工序，避免杂质对品位的影响，达到提高铜精矿品位的目的；铜扫选工序中，对经过一次精选的精矿进行再磨，再磨后矿料送至铜粗选工序，形成选择性磨矿，既增加了铜铅矿物的解离度又避免过粉碎，使铜精矿获得较高的回收率。

摘要： 本发明涉及一种磁赤混合矿的分磨合选‑悬浮焙烧‑再磨磁选工艺，其特征在于，将原矿分为品位为25%‑30%的正常矿和品位为20%‑25%的极贫矿，然后将两种矿给入本发明工艺处理，包括下述过程：1）分磨：正常矿给入主流程一次磨矿分级、弱磁强磁抛尾和二次磨矿分级处理；极贫矿给入闭路半自磨、粗粒弱磁强磁抛尾和两段连续磨矿分级；2）合选：分磨产品合并给入二段弱磁强磁抛尾、磁化焙烧‑塔磨和连续弱磁工艺，获得最终精矿品位67.5%以上。本发明的优点是：1）能够适应原矿性质变化，实现在选矿厂内协调配矿，利于生产稳定；2）取消重选和浮选工艺，增加磁化焙烧，采用全磁工艺，简化流程，取得细磨精选、降低成本和稳定生产的效果。

摘要： 本发明涉及机械领域，尤其涉及湿式蠕动矿磨机和矿磨方法。包含机架，机架上分布有两个支撑轴承座，筒体两端连接空心轴并支撑轴承座之间安装有可转的壳体，所述壳体的主体为圆筒段，两端连接段空心轴的安装段安装于支撑轴承座中，进口端的安装段为空心轴，其为入空心轴料口，出口端的安装段外部为有一圈磨机大齿圈的空心轴，所述磨机大齿圈和动力输出齿轮啮合，所述动力输出齿轮为电机的动力输出轴上安装的直径小于磨机大齿圈的齿轮，所述圆筒段内部被旋流隔板分隔为一个以上的段落，所述一个以上的段落中分别有一个以上的钢球，钢球在圆筒段转动的时候会被离心力驱动围绕圆筒段中心转动，所述旋流隔板上包含一个以上的溢流孔。

摘要： 本发明涉及一种用于对具有至少一台磨机（3）尤其矿磨机或者水泥磨机的磨机系统（1）进行控制的方法，其中对于所述磨机系统（1）的运行来说从电网（PG）中取用电功率，用所述电功率来引起至少一个磨机体（3a）的旋转，由此将输送给所述至少一个磨机体（3a）的物料粉碎。在所述按本发明的方法的范围内，为所述磨机系统（1）预先给定待从所述电网（PG）中取用的额定功率消耗。在这种额定功率消耗的基础上来如此调节所述磨机系统（1）的一个或者多个调整参量（A），使得从所述电网（PG）中取用的功率相当于所述额定功率消耗。所述按本发明的方法在一种优选的变型方案中用于通过所述磨机系统（1）来提供在所述电网中所需要的调节功率，由此可以对能量生产中的由于再生能量的增加使用而出现的波动进行补偿。在一种优选的变型方案中，用所述方法对包括管磨机或者SAG磨机或者球磨机的磨机系统进行调节。这些大多数用于对矿石进行粉碎的磨机具有很高的能耗，因而也可以通过相应的对其能耗进行的调节在所述电网中提供较大量的电功率作为调节功率。

摘要： 本发明提出了一种萤石矿高品位中矿再磨分选方法，包括以下步骤：原矿经磨矿、粗选作业后，得到粗精矿和粗选尾矿；粗精矿经一段精选，得到精选精矿1和中矿1，中矿1返回至粗选作业；精选精矿1经二段精选，得到精选精矿2和中矿2，中矿2返回至一段精选；精选精矿2经多次精选后，得到精选精矿N，精选精矿N作为最终精矿，最终精矿中CaF2的品位≥97％；或者精选精矿N经开路精选，得到精选产品1和精选产品2，精选产品1中CaF2的品位≥97％，精选产品2中CaF2的品位<97％；将多次精选得到的中矿经浓缩、二段再磨后，返回至二段精选。本发明有效避免了已解离粗粒萤石的过粉碎，易于操作，再磨量小，有利于提高精矿品位。

摘要： 本发明公开一种铜渣浮选中矿再磨方法，将精选一段的中矿由液下渣浆泵输送到矿浆池，再通过渣浆泵自矿浆池输送到旋流器，由旋流器进行分级，分级得到粗粒级矿浆和合格矿浆；粗粒级矿浆进入二段磨进行再磨，磨细后再流入矿浆池，从而形成闭路磨矿；合格矿浆经搅拌桶进入粗选一段继续浮选，即实现浮选中矿的再磨。本发明方法使有用矿物充分达到单体解离，提高矿浆的入选细度，使有用矿物充分单体解离，增强了有用矿物的可浮性，浮选泡沫比较稳定，浮选工容易操作。使铜选矿回收率提高到93.00%，铜精矿品位提高到25.00%，尾渣含铜降低到0.28%，解决了浮选过程中容易沉槽，出现浮选机被埋死的现象。

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。