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针对某选厂因铁精矿细度较低,铁矿物单体解离度不充分,导致铁品位较低、经济效益差的情况,通过启用闲置设备,将原有二段闭路磨矿改为三段闭路磨矿,提高了精矿细度,从而提高了精矿铁品位,达到了提质增效的目的。 相似文献
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对云锡集团大屯选厂棒磨机、球磨机磨矿后物料选别指标对比,结果表明,棒磨机磨矿过程不易产生过粉碎和泥化现象,产品粒度均匀;球磨机的磨矿介质与矿石之间为点接触,产品粒度不均匀,易发生泥化。因此,将“全球磨流程”改进为“棒磨+球磨流程”后,流程处理量和锡精矿指标均得到提高。 相似文献
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对云锡集团大屯选厂棒磨机、球磨机磨矿后物料选别指标对比,结果表明,棒磨机磨矿过程不易产生过粉碎和泥化现象,产品粒度均匀;球磨机的磨矿介质与矿石之间为点接触,产品粒度不均匀,易发生泥化。因此,将"全球磨流程"改进为"棒磨+球磨流程"后,流程处理量和锡精矿指标均得到提高。 相似文献
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《现代矿业》2017,(12)
青海某金矿选矿厂原一段磨矿—分级作业使用螺旋分级机进行分级,分级效率仅34.84%,底流-0.074 mm含量高达16.31%,大量已单体解离的有用矿物返回磨机再磨,矿浆泥化严重,影响浮选指标,且螺旋分级机故障率高,不利于生产成本的降低,需进行技术改造。固定水力旋流器给矿浓度55.00%、给矿压力0.06 MPa,将原螺旋分级机替换为FX500-4旋流器组,并通过工业试验优化沉砂嘴直径。改造后,一段分级效率提高到46.39%,底流-0.074 mm含量由16.31%降低到10.80%,矿浆泥化现象得到明显改善,节约了浮选药剂成本,金回收率由76.08%提高到78.82%,一段分级设备运转率提高到92%,综合效益显著。 相似文献
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辽宁某钨选厂矿石中WO3的品位为0.79%,在黑钨矿中的分布率为78.48%。现场采用单一重选工艺,仅能获得WO3品位22%~23%、回收率88%~89%的重选精矿。为提高精矿指标,对重选精矿进行了磁选-浮选-浸出试验。结果表明:重选精矿在磁场强度为80 kA/m条件下磁选除铁,可获得WO3品位为23.54%的磁选精矿;磁选精矿以丁基黄药为捕收剂进行反浮选,获得WO3品位为53.08%的反浮选精矿;反浮选精矿以盐酸为浸出剂进行浸出除杂,可获得WO3品位为65.11%、作业回收率为96.71%、对原矿回收率为82.42%的精矿,实现了该钨矿资源的有效回收。 相似文献
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针对江西某金矿选厂因设备安装与工艺流程存在先天不足,生产过程中出现了破碎开机时间长、球磨机处理量低、浮选回收率不理想等问题,并针对存在的一系列问题对破碎筛分系统、原矿搅拌桶、渣浆泵、浮选药剂管路等进行了工艺技术改造。改造后取得了较理想的改造效果,经济效益显著,可为同类型的矿山企业选矿厂提供参考。 相似文献
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介绍了新余钢铁有限责任公司铁坑选矿厂弱磁选流程的改造实践,流程改造后,生产规模扩大,设备利用率提高,选矿加工成本大幅降低,取得了较好的效果。 相似文献
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《现代矿业》2015,(12)
某铁选厂原采用螺旋分级与磨矿构成闭路,存在着分级返砂量不稳定、不连续且分级能力较差的问题,影响磨矿效果。同时为实现磨矿分级作业流程中磨机给矿量、充填率、磨矿与分级浓度等技术指标的自动化控制,建立了磨矿分级自动化控制系统。通过采用旋流器代替原螺旋分级机对磨矿产品进行分级,采用PID控制器控制磨机给矿、旋流器泵池液位与分级压力,通过水量的控制进行磨矿与分级浓度的调节,使用自动加球机控制磨机充填率,设计了控制系统硬件,确定了控制流程,最终实现了磨矿分级作业流程的自动化控制。其中磨矿控制的关键点是保证球磨机的充填率和磨矿浓度,分级过程控制的关键点是旋流器的压力与分级浓度。实践结果表明,采用旋流器分级并建立磨矿分级自动化控制系统,可根据矿石性质的不同自动调整给矿量,降低了返砂比,提高了磨矿效率和分级效率,实现了钢球自动添加,有效降低了钢耗。该选厂磨矿分级工艺的改造与自动化控制系统建立的实践结果,有利于提高选厂自动化生产的整体水平。 相似文献
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太和钒钛磁铁矿原破碎系统采用三段一闭路流程,球磨机处理能力较低,碎磨作业能耗较高。为降低生产成本,通过在原破碎流程中细碎筛下后增加高压辊磨超细碎闭路作业进行技术改造。结果表明,新破碎流程可大大减小入磨矿石粒度,且更易磨,球磨机处理能力可提高21%以上,能耗降低13.84%,大幅降低选矿成本,实现降本增效。 相似文献
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四川某选厂球磨分级自动控制系统 总被引:1,自引:0,他引:1
为四川某矿业集团选矿厂设计了球磨分级自动控制系统。在一段球磨分级过程中,通过检测球磨机负荷和螺旋分级机的溢流浓度,采用串级PID控制,实现对新给矿量和溢流浓度的控制,从而间接控制磨矿浓度和螺旋分级机的溢流粒度。在二段磨矿的旋流器给矿泵池,使用超声波液位计和核子密度计分别检测泵池液位和矿浆浓度,并对其进行控制,使旋流器有较好的工况。同时用计算机进行实时监控,显示各重要数据和设备状态及报警等。详细说明了各参数的控制方案和整体设计思路。 相似文献
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目前采用的抑硫优先选铜的流程,铜尾pH值高达9-10,黄铁矿受到了强烈抑制,在保持优先原则不变情况下,选硫指标也难于提高,通过考察学习,结合混浮和优浮的优点,采用部份混浮(即等可浮)工艺来改进和完善目前的生产流程,提高选矿指标。 相似文献
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为充分回收选钨尾砂中的有价矿物,利用矿物自动分析仪(MLA)、化学分析、X射线衍射仪(XRD)、扫描电镜等手段对江西某微细选钨尾砂进行系统性工艺矿物学研究。结果表明:① 试样Cu含量为0.11%、WO3含量为0.29%,其中WO3达到最低利用工业品位;主要脉石成分SiO2含量为67.52%。② 试样-0.038 mm粒级产率为55.28%,-0.075 mm粒级含量达83.82%,细粒级含量较高;Cu、WO3明显富集于-0.038 mm微细粒级,其他粒级中含量相对较低;Al2O3主要富集于-0.038 mm粒级中,而各粒级Pb、Zn、Mo含量均较低。③ 试样矿物组成十分复杂,金属矿物主要为黄铜矿、白钨矿、黑钨矿;非金属矿物主要为石英、白云母、黑云母、长石、绿泥石。④ 黄铜矿单晶颗粒外形常呈条状、角形或其他不规则形状,常见角状细粒黄铜矿与黄铁矿、白云母连生;白钨矿单晶颗粒外形常呈致密状、块状或不规则状,常见不规则微粒白钨矿包裹于绿泥石、萤石中;黑钨矿单晶颗粒常呈三角状、半自形或他形粒状,常见以微粒浸染状被方解石、石英包裹;白云母多数呈叶片状单体存在;黑云母主要为板状或短柱状,横切面为六边形,集合体为鳞片状,多数呈单体。通过分析确定回收目标矿物为硫化铜矿物和云母类矿物,并设计浮选回收工艺为1粗3精1扫流程和1粗5精1扫、中矿合并脱水流程。 相似文献
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某选厂钨细泥产品中,WO3在白钨矿、黑钨矿和钨华中的分布率分别为41.85%、58.06%和0.09%,其中90%的钨分布于30μm以下的粒级,且该钨细泥为白钨加温精选-摇床重选后的尾矿,若直接浮选选别难度较大。经试验研究,确定采用预先脱泥脱药—浮选工艺流程。结果表明,可从含WO34.14%的钨细泥给矿,获得WO3品位为35.20%、回收率为86.34%的钨细泥精矿。 相似文献
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