磨浮工艺流程的改进与指标提高

通过流程考察和分析，将原磨矿工艺增加一段闭路磨矿流程改为一段磨矿、分级机溢流进入旋流器分级再磨流程；浮选流程由原来的混选部分一粗一扫一精改为两粗，其中一粗直接产出混合精矿，三扫，一精，使金回收率提高4％，铜回收率提高3％，效益十分可观。     

磨浮工艺流程的改进与指标提高

通过流程考察和分析,将原磨矿工艺增加一段闭路磨矿流程改为一段磨矿、分级机溢流进入旋流器分级再磨流程;浮选流程由原来的混选部分一粗一扫一精改为两粗,其中一粗直接产出混合精矿,三扫,一精,使金回收率提高 4%,铜回收率提高 3%,效益十分可观。     

磨浮工艺流程的改进与指标提高

通过流程考察和分析,将原磨矿工艺增加一段闭路磨矿流程改为一段磨矿、分级机溢流进入旋流器分级再磨流程;浮选流程由原来的混选部分一粗一扫一精改为两粗,其中一粗直接产出混合精矿,三扫,一精,使金回收率提高4%,铜回收率提高3%,效益十分可观.     

磨浮工艺流程的改进与指标提高

通过流程考察和分析, 将原磨矿工艺增加一段闭路磨矿流程改为一段磨矿、分级机溢流进入旋流器分级再磨流程; 浮选流程由原来的混选部分一粗一扫一精改为两粗, 其中一粗直接产出混合精矿,三扫, 一精, 使金回收率提高4%, 铜回收率提高3%, 效益十分可观。     

水力旋流器在泗洲选矿厂的应用

介绍了水力旋流器在德兴铜矿泗洲选矿厂粗选段磨矿分级、精选段尾矿选硫等方面的应用现状.实践表明,精选段磨矿分级采用水力旋流器比螺旋分级机的分级效果较好;精选段尾矿选硫采用水力旋流器可获得硫精矿含S31.22%～40.36%、回收率为38.92%～65.43%的选别指标,虽然硫精矿品位与回收率波动较大,但该工艺具有操作方便、占地面积少、成本低廉等特点,是目前铜矿回收硫的主要方法.     

水力旋流器在泗洲选矿厂的作用

介绍了水务旋流器在德兴铜矿泗洲选矿厂粗选段磨矿分级、精选段尾矿选硫等方面的应用现状。实践表明,精选段磨矿分级采用水力旋流器双螺旋分级机的分级效果较好;精选段尾选硫采有水力旋流器可获得硫精矿含Ｓ３１．２２％－４０．３６％、回收率为３８．９２％－６５．４３％的选别指标,虽然硫精矿品位与回收率波动较大,但该工艺具有操作方便、占地面积少、成本低廉等特点,是目前铜矿回收硫的主要方法。     

某氧化铅锌矿选工艺研究

对某氧化铅锌矿进行了多方案对比。２一段磨矿氧化锌浮选粗精矿分级，产部分粗粒精矿的工艺，避免了采用复杂的阶段磨矿流程。通过矿泥兑人高品位锌精矿，减少锌的流失，提高了锌回收率。     

某氧化铅锌矿选矿工艺研究

对某氧化铅锌矿进行了多方案对比。采用一段磨矿氧化锌浮选粗精矿分级，产部分粗粒精矿的工艺，避免了采用复杂的阶段磨矿流程。通过矿泥兑入高品位锌精矿，减少锌的流失，提高了锌回收率。     

某钒钛磁铁矿二段旋流器分级工业试验

某钒钛磁铁矿二段闭路磨分系统采用常规旋流器进行浓缩分级时，存在溢流产率低、沉砂夹细高、循环负荷高等问题，针对以上问题进行了二段旋流器分级工业试验。研究结果表明：大锥角旋流器的应用在保证溢流细度的前提下，溢流产率提高了8.78个百分点，沉砂夹细降低了4.12个百分点，循环负荷得到大幅度降低，其分级效果显著优于目前的旋流器；同时可减轻过磨现象，钛精矿TiO₂回收率提高了2.05个百分点，在钒钛磁铁矿二段磨分工艺中具有推广应用价值。     

粗精矿预先分级产品分别处理的新工艺探讨

在不降低铜及伴生元素回收率的前提下提高铜精矿品位 ,是江铜面临的攻关课题 ,根据德兴铜矿选矿多年的生产实践及试验研究 ,提出采用一段粗精矿预先分级溢流、沉砂分别选别的新工艺及其它工艺措施 ,达到提高精矿品位和伴生元素回收率的目的     

顽石作为磨矿介质在含金铜硫分离中的试验研究

半自磨机排出的顽石硬度大、球形度高,具有磨矿介质特征。针对某铜硫金矿选矿厂分级机沉砂样,以顽石与钢球混合配比作为粗磨磨矿介质、全顽石作为粗精矿再磨介质,采用“铜硫混合浮选-粗精矿再磨-铜硫分离”工艺流程进行了浮选试验。在最佳条件试验的基础上进行闭路试验,最终可获得铜品位为18.45%、铜回收率为86.89%,金品位为16.68×10-6、金回收率为55.78%的铜精矿,高于工业生产实际指标。试验证实了顽石作为磨矿介质,在粗精矿细磨领域具有非常好的应用前景。     

铜精炼炉渣磨矿流程优化

采用闭路磨矿—压滤干排的方式处理铜精炼炉渣,会导致球磨机的台时能力降低。通过引入高频振动脱水筛,与旋流器和压滤机一起构成新的干排系统,使粗粒、细粒级进行了单独脱水,解决了球磨机排矿的脱水问题,实现了铜精炼炉渣的开路磨矿,既提高了球磨机的处理量,又降低了矿粉水分。     

某铜冶炼渣铜选矿试验研究

针对甘肃某公司所属的铜冶炼渣成分复杂、嵌布粒度不均匀的性质特点采用优先快速浮选出一部分易浮铜矿物得到合格的铜精矿1,优先浮选尾矿经一次粗选、三次精选、一次扫选获得合格的铜精矿2,一次精选中矿及扫选中矿返回球磨机再磨的工艺流程,铜粗选二采用针对该铜冶炼渣性质研制的新型捕收起泡剂酯-11,闭路试验获得了铜品位为29.69%,铜回收率为85.62%的总铜精矿,试验指标良好,为现场工艺改进提供了技术依据。     

Copper leaching from nanoparticles of chalcopyrite concentrate

In this research, the effect of mechanical activation, via ball milling, of copper sulfide concentrate on the efficiency and mechanism of copper leaching in an acidic ferric chloride solution was investigated. Copper concentrate, containing chalcopyrite as the main constituent, was supplied from Sarcheshme mine, located in the central part of Iran. By 24 hours of ball milling, the size of the concentrate particles was decreased to about 50 nm. The leaching of ball-milled samples was completed in a relatively more dilute solution and in shorter leaching times than that of unmilled samples. Ball milling of the concentrate from 0 to 180 minutes led to an increase in the efficiency of copper leaching in a acidic ferric chloride solution from 43 to 86%. Copper recovery was completed after 360, 540, 960, and 1440 minutes of leaching for the samples subjected to ball milling for 300, 240, 120, and 60 minutes, respectively. The activation energy of leaching process in the unmilled sample was 60.23 kJ/mol, while the activation energy of leaching for 24 hours of the ball-milled concentrate was 5.56 kJ/mol. The intensive decrease of activation energy after 24 hours ball milling was thought to be the result of the acceleration of the chemical reaction in very fine particles of the nanometrical scale. The low amount of activation energy suggested that the leaching rate controlling step was mass transfer in the concentrate milled for 24 hours. This article was submitted by the authors in English.     

含铜硫精矿铜、硫分离浮选试验研究

对含铜硫精矿进行铜、硫分离浮选试验。试验结果表明:硫精矿不磨和再磨后,采用一次粗选、一次精选、一次扫选浮选工艺流程,均能获得铜品位7%~8%的铜精矿。该精矿经湿法冶金工艺处理后,可综合回收铜、锌、金、银等,以此可提高企业的经济效益。     

Application of stirred mill to upgrading of graphite concentrate by flotation

It is difficult to obtain high-grade concentrates for layered minerals, such as graphite, by mineral processing due to the existence of impurities between interlayers. Conventional grinding mills are inefficient in liberating the mineral layers. Upgrading a graphite concentrate by re-grinding with a designed stirred mill is investigated in this paper. Better liberation of mineral layers was achieved, compared with a ball mill and a rod mill. Through re-grinding with the stirred mill followed by a two-stage cleaning flotation process, a low-grade graphite concentrate containing 84.59% fixed carbon could be refined to a high-quality concentrate containing 98.62% fixed carbon with a graphite recovery of 94.15%. It is demonstrated that the stirred mill is more suitable for selective grinding, mineral flake protection and upgrading of layered minerals.     

中矿选择性再磨提高选矿回收率

浮选中矿的一次精选尾矿和三次扫选的泡沫产品经旋流器分级后,底流返回球磨机再磨,使金铜矿物的连生体进一步单体解离,提高了选矿回收率;改善了一次精选及扫选的作业环境,提高了精矿质量.     

包钢选矿厂磁矿系列磨选流程分析及改进

针对包钢选矿厂磁矿系列磨矿选别流程中存在的磨矿产品过磨现象严重,影响选别效果,工艺技术指标偏低、能耗高等问题,对采用阶段磨矿阶段选别新工艺进行研究,实现阶段磨矿阶段选别后,粗选尾矿直接抛尾,提前回收部分合格精矿,粗精矿再磨再选可提高目的矿物的单体解离度,达到优化选别指标,减少选矿加工费用的目的.     

利用JKSimMet模拟软件对磨矿分级作业优化分析

磨矿分级作业在选矿厂中的作用举足轻重,本文通过对某铜选厂磨矿分级系统进行考察,利用JKSim Met软件对考察结果进行分析讨论,从磨机给矿粒度、磨矿浓度、旋流器溢流浓度、钢球直径等方面进行了物料平衡、模拟计算和优化分析,最终得出选厂改造的合理化建议。     

溢流型球磨机出料端圆筒筛改进优化

近年来，随着德兴铜矿开采矿石硬度的逐步增加， ?5.5 m×8.5 m溢流型球磨机循环负荷明显增加，造成球磨机圆筒筛筛分效率不高，排粗颗粒大量增加。针对这一问题，通过对圆筒筛导流板结构、圆筒筛筛孔尺寸进行分析，并采用ROCKY仿真模拟技术进行仿真模拟，然后将原有圆筒筛挡环状导流板改为双螺旋+叠状分布，将筛板改为橡胶材质，将筛孔尺寸由20 mm×40 mm减小至16 mm×40 mm。圆筒筛改进优化后，排粗中-2 mm粒级较改进前下降了54.46%，圆筒筛排粗量较同类型球磨机减少了约85%，溢流、排矿中-0.075 mm含量、旋流器分级量效率及返砂比均在正常范围内，并且不影响球磨机的正常运行，取得了较好的效果。