再磨

摘要： 国内某选厂复杂难选铁矿石铁含量为31.69%,赤褐铁分布率占57.24%,磁性铁分布率占31.87%,现场所采用的两段连续磨矿—粗细分级—重磁浮联合选别工艺流程不仅适应性差,而且产品指标不理想。为解决该问题进行了选矿试验研究,结果表明:矿石在连续两段闭路磨矿(-200目80%)情况下,1次弱磁选、2次强磁选,混磁精矿再磨至-320目90%,再1粗1精3扫闭路反浮选,最终获得铁品位为66.45%、回收率为72.28%的优质精矿,与现场精矿相比,铁品位提高了2.45个百分点,铁回收率提高了12.85个百分点,优化效果明显,且优化后的工艺流程简洁、顺畅,易于操作管理。

摘要： 安徽某铁矿选矿厂现场生产的铁精矿-200目89.83%,铁品位为66.21%。为制备超级铁精矿,对该矿样进行了反浮选试验。结果表明:试样采用1粗1精反浮选,可获得铁品位71.76%、铁回收率75.87%的超级铁精矿,尾矿合并再磨至-200目96.21%后再反浮选流程处理,获得铁品位65.66%、回收率21.16%的浮选精矿。

摘要： 国内某大型铜矿山实际生产浮选尾矿铜品位在0.05%~0.07%波动,损失于浮选尾矿中的铜金属量达6100~8500 t/a。为了综合回收浮选尾矿中损失的铜,进行了浮选尾矿选铜探索试验研究和浮选粗精矿是否单独再磨的对比研究。研究最终确定了采用浮选尾矿1次粗选、粗选粗精矿单独再磨后返回现有混合粗选的工艺流程,获得了铜精矿铜品位20%,综合回收率提高1.45个百分点的良好指标,提高了资源利用率。通过方案设计和技术经济效益测算,项目年均利润总额289.59万元,总投资收益率14.93%;税后全投资财务内部收益率16.25%,项目建成后,可为矿山创造巨大的经济效益。

摘要： 石人沟铁矿现场铁精粉全铁品位67.99%,杂质成分主要是Si,其次是Mg、Al、Ca等,-200目含量59%,铁在200~325目粒级有明显的富集现象。为确定该精矿进一步加工生产超纯铁精矿的可能性,进行了多种工艺可行性研究。结果表明:①试样再磨后进行4次弱磁选,可获得铁品位70.62%~71.66%的铁精矿。②试样脱粗后4次磁选机弱磁选,可获得铁品位71.75%的铁精矿及铁品位64.29%的普通精矿;2次磁选柱精选可获得铁品位71.55%的铁精矿及铁品位66.75%的普通精矿。③试样脱粗再脱泥后磁选柱2次精选可获得铁品位71.87%的铁精矿及铁品位66.36%的普通精矿。④试样直接磁浮选柱精选和脱泥后再磁浮选柱精选,分别可获得铁品位72.05%的磁浮选柱精矿及铁品位59.92%的普通精矿,铁品位72.19%的磁浮选柱精矿及铁品位59.82%的普通精矿;试样磨至-200目80%后直接磁浮选柱精选和脱泥后磁浮选柱精选,分别可获得铁品位72.04%的磁浮选柱精矿及铁品位57.01%的普通精矿,铁品位72.25%的磁浮选柱精矿及铁品位54.96%的普通精矿;试样磨矿至全部过200目筛并脱泥后采用磁浮选柱精选,可以获得铁品位72.38%的磁浮选柱精矿及铁品位57.20%的普通精矿。

摘要： 为了提高某铅锌浮选尾矿的综合利用价值和减缓现有尾矿库的库容压力,针对某铅锌浮选尾矿经过一段弱磁后,对磁选粗精矿分别进行了不再磨直接浮选脱硫试验、再磨再磁选试验、再磨再浮选试验和再磨再浮后磁选试验。试验结果表明:采用一段弱磁—粗精矿再磨—再磁选工艺,可获得最佳的选矿效果;当一段磁选磁场强度为143.3 kA/m、再磨细度为-0.074mm68.96%、再磁选磁场强度为119.4 kA/m时,可获得产率5.20%、全铁品位62.72%、磁性铁品位61.14%的铁精矿产品,达到了尾矿综合利用的目的。

摘要： 为确保萤石精矿品位及成分达到或优于其质量标准,对原矿品位为65.34%的萤石矿的矿石性质进行了分析,确定了矿石的结构构造和矿物组成,进行了系列选矿试验。捕收剂TZ-18^(#)用量500 g/t,组合抑制剂TZ-1^(#)和TZ-2^(#)分别500 g/t和300 g/t,原矿磨矿细度-74μm占70%,粗精矿再磨细度-400目占75%,粗精矿再磨后经五次精选,得到CaF_(2)品位97.38%,产率57.89%的合格精矿。

摘要： 某铜镍矿含铜0.23%、镍0.42%,属低品位硫化矿石。矿石中铜矿物大部分为黄铜矿,镍矿物主要为镍黄铁矿,其他金属矿物主要为黄铁矿、磁黄铁矿、磁铁矿。脉石矿物主要有橄榄石、辉石、斜长石、透闪石等。矿物学研究表明,该铜镍矿呈典型的浸染状构造,影响铜镍回收的主要矿物学因素是矿石中黄铜矿、镍黄铁矿的产出形式较为复杂、嵌布粒度较细、形态不甚规则。根据该矿石性质,采用BK303新型高效捕收剂,CMC作脉石矿物抑制剂,通过“两粗两扫三精-粗精矿再磨-中矿顺序返回”的工艺流程,成功实现了铜镍的高效浮选回收,闭路试验获得了铜品位3.29%、镍品位5.32%,铜回收率81.78%、镍回收率71.53%的铜镍混合精矿,取得了良好的浮选指标。

摘要： 中亚某金矿石含铜0.21%、含金6.32 g/t,原生硫化铜和次生硫化铜占总铜的96.22%;暴露金和硫化物包裹金占总金的90.07%,包裹金的硫化物主要为黄铜矿。现场1粗1精1扫铜硫混浮,混合精矿磨至-38μm占90%的情况下2粗3精铜硫分离,金铜精矿铜品位仅4.72%。为了获得铜品位超过20%的金铜精矿,对混合精矿进行了铜硫分离药剂优化。结果表明,以Z-200+戊基黄药为捕收剂,采用2粗3精铜硫分离、中矿顺序返回流程处理,可获得铜品位22.39%、金品位602.61 g/t、铜回收率85.34%、金回收率63.68%的金铜精矿,及金品位13.28 g/t、金回收率36.32%的硫金精矿,与现场生产精矿相比,金铜精矿金品位由139.50 g/t提升至602.61 g/t、铜品位由4.72%提升至22.39%、Cu回收率提升了9.35个百分点;闭路试验硫金精矿氰化浸金试验金浸出率为69.49%,浸渣金品位为4.08 g/t,最终金综合回收率为88.92%,达到了理想的试验效果。

摘要： 针对云南某硫化铅锌矿方铅矿嵌布粒度细、黄铁矿含量高的特点,进行了工艺矿物学与浮选回收技术研究。采用铅硫混浮—混合粗精矿再磨—铅硫分选—锌硫分选选矿回收工艺,基于全流程主要条件试验确定最佳工艺技术条件。实验室全流程闭路试验获得了Pb品位65.52%、Pb回收率87.51%、含锌3.89%的铅精矿;锌1、锌2合计Zn品位54.74%、Zn回收率95.02%的锌精矿及Fe品位42.02%、Fe回收率78.26%的硫精矿。目的矿物方铅矿、闪锌矿和黄铁矿均得到良好回收。

摘要： 内蒙古某铜尾矿含铜0.14%左右,具有再利用价值,但尾矿含泥较多,铜的再选难度较大。针对该问题,重点研究了分级再磨方式对尾矿铜再选的影响,对比了“直接浮选”、“再磨浮选”、“预先分级-粗粒再磨-合并浮选”和“预先分级脱泥-再磨浮选”等再选方案,发现再磨可以实现铜矿物的有效解离,大幅提升铜精矿的品位和作业回收率;预先脱泥可大幅提升铜精矿品位,有效改善铜浮选的作业指标。因此,确定最佳的再选方案为“预先分级脱泥-再磨浮选”,该方案获得的工艺指标最优,在给矿铜品位为0.139%的条件下,可获得铜品位和回收率分别为13.04%和44.73%的铜精矿。

摘要： 分析了齐大山铁矿浮选尾矿的性质,通过开展粗选及条件试验研究,最终选定"弱磁、再磨、弱磁-反浮选"和"弱强磁、再磨、弱强磁-反浮选"工艺进行流程试验研究.同时,对该工艺经济效益进行了对比分析及预测.

摘要： 实验对某铜锌多金属硫化矿矿石性质，铜、锌物相进行了分析，对铜粗选、精选、铜扫、选锌及常规、再磨和加活性炭脱药三种情况下闭路工艺及参数进行了对比。结果表明，在铜精矿精选过程中进行脱药处理，可提高铜品位、铜锌分离效果。

摘要： 矿石、矿物、精矿、烧渣或回收尾矿等形式的原材料在搅拌磨中进行细磨，此搅拌磨装有可在充满研磨介质的研磨室内转动的叶轮。原材料的浆液基本连续地送入研磨室的入口，并流过研磨室而从出口流出，入口处于较低部位，而出口方便地做成溢流式。载体液体可以是浸取液和/或起氧化作用的空气或氧气，在细磨进行中可以送入物料中。使用本方法以氰化物浸取液为载体液体可以实现金的高回收。

摘要： 本实用新型公开了一种再热器管束防碰磨装置，包括相互固定连接的若干个夹紧单元，每个夹紧单元均包括分别夹在管束两侧的第一夹板、第二夹板以及用于使第一夹板和第二夹板夹紧在管束外的加力机构；所述第一夹板与管束对应的部位为圆弧面，所述第二夹板与管束对应的部位为圆弧面，所述第一夹板外侧和第二夹板外侧均固定设置有用于和相邻的夹紧单元相连的连接板。管束夹紧在夹紧单元的第一夹板和第二夹板之间，因而管束之间的相对位置被固定，减少了管束因长时间受热和运行后的弯曲量，避免了管束之间的碰磨，延长了管屏的使用寿命。

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： 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： 本发明公开了一种磁铁矿再磨浓缩筒，包括浓缩筒本体，万向管浓缩筒本体包括呈圆筒状的浓缩池及焊接在万向管浓缩池底部的导料锥，万向管浓缩池左下方外壁设有进料管，万向管浓缩池内部上方设有驱动装置，万向管驱动装置末端安装有防堵装置，万向管进料管上方的万向管浓缩池左侧壁上设置有清洗装置，万向管导料锥底部设有出料管，万向管出料管底端安装有矿浆出料阀。本发明通过设置的防堵装置，可有效避免矿浆内重砂矿物在浓缩池底部堆积，通过设置的防堵松散件，可实现将矿浆内重砂矿物均匀沉入浓缩池底部，避免导料锥发生堵塞。

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： 本实用新型涉及一种石墨机械选矿设备,是一种石墨精磨再磨机。利用电机带动皮带,传动主轴,筒体内装有介质,主轴为中空轴,其顶部开有进料口,其下部筒体内自下而上依次装有首段叶轮和至少三个双吸闭式叶轮;闭式叶轮镶嵌装在首段叶轮内。本机使用方便可靠;具有自吸功能;采用闭式叶轮,具有提升功能,并可提高介质的线速度,还使原来机器的条流区变为层流区,增大了叶轮的自循环量;磨矿浓度高达40%,大大提高了生产效率,效果好。

摘要： 一种尾矿造浆再磨选矿装置，属于选矿技术领域，包括球磨机，所述球磨机的进料端连接有入料缓冲槽，入料缓冲槽的进料端通过入料渣浆泵连接有原料尾矿制浆设备，所述球磨机的出料端连接有矿浆防沉淀缓冲槽，矿浆防沉淀缓冲槽的输出端通过压力渣浆泵连接有水力旋流器，所述水力旋流器的底部高浓度矿浆出料口与入料缓冲槽的进料端连接。本实用新型中，实现了球磨机适宜的磨矿浓度、平稳磨矿，入浮浓度可控，保证球磨机的有效运转，降低了磨机成本，可实现连续生产。