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磨矿新技术在一段中细粒磨矿流程设计和生产中的应用 总被引:1,自引:1,他引:0
在某铜矿改扩建设计中,通过采用磨矿新技术提高磨矿效率,达到一般情况下一段磨矿难以达到的磨矿细度,使一段磨矿的产品细度和产品质量达到与二段磨矿相近的效果。 相似文献
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本文阐述磨矿流程及作业条件是影响磨矿细度及最佳可选粒级的关键。本文通过对各种磨矿流程最终产品铜精矿、锌精矿、硫精矿、尾矿及原矿的筛析和粒级回收率计算,证明有分矿箱的两段连续磨矿是使有用矿物充分单体解离及达到最佳可选粒级的有效途径之一,本方法也适用于铅、锌、硫多金属矿石磨矿细度及最佳可选粒级的计算。 相似文献
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针对山西某铜厂选矿厂磨矿效率降低,为了使磨矿产品细度指标达到-74μm占60%~70%,进行了钢球级配小型试验研究。得出可以通过改变球磨机钢球配比来实现磨矿效率和磨矿产品细度的提高。工业试验结果表明球磨机钢球配比在φ120:φ80=19:1时,粒级含量最佳,且磨矿效率最高。 相似文献
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球磨机筒体衬板形状对磨矿生产率影响的探讨 总被引:2,自引:0,他引:2
论述德兴铜矿一段磨矿作业溢流细度在 - 2 0 0目含量 6 5 %左右时 ,球磨机筒体衬板形状对磨矿生产率的影响 ,并得出结论 ,波形衬板优于条形衬板。同时还提出了为进一步提高磨矿效率 ,波形衬板外形有待进一步完善。 相似文献
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针对五龙金矿本区选厂两段磨矿分级机组配置不合理、能耗高、效率低的问题 ,选厂技术人员对其进行技术改造 .停运了一个磨矿分级机组 ,较大幅度地降低了能耗 ,保证原有生产能力与细度 ,而且提高了磨矿效率 ,使年节约磨矿费用 146万元 相似文献
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本研究以福建某钨选厂尾矿为研究对象,根据其1 000 t/d的处理量要求和-0.075 mm占75%的入选细度要求,进行全瓷球磨矿工艺设计,以回收钨尾矿中的长石资源。设计选用了带预先分级的一段闭路磨矿分级流程,要求瓷球磨矿排矿细度应达到-0.075 mm占40%以上,保证满足入选粒度要求。通过试验确定了瓷球磨矿工艺参数为:磨矿浓度60%、充填率40%、瓷球配比Φ25 mm:Φ20 mm:Φ15 mm为30%:40%:30%。与钢球磨矿对比,瓷球磨矿有着充填率高、磨矿浓度低、产品粒度分布好和磨矿能耗低等特点;球磨功指数试验结果显示,瓷球磨矿的可磨度比钢球高28.55%,功指数低18.54%;在功耗法对磨机选型的基础上,结合瓷球磨矿特点,对瓷球磨机筒体进行延长,进而增加磨矿时间,改造溢流堰而保证高充填率,完成了瓷球磨机的选型。结果表明瓷球磨机体积要大于钢球磨机,但所需功率更低。 相似文献
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为了打破现有氰化生产中传统磨矿、分级及浸出工艺,达到提高磨矿效率、氰化回收率和降低生产能耗的目标,金翅岭金矿进行氰化磨矿浸出工艺的优化试验研究,通过对矿物进行一次性磨矿浸出试验与分段磨矿浸出试验对比发现,矿物一次性磨矿至合格细度-400目细度达到90%,浸出12 h时,氰化回收率可达到99.5%;分段磨矿分段浸出一次磨矿细度为-400目占75%,一次浸出时间为16 h,分级后+400目再磨细度为91%,浸出时间为12 h时,总回收率可达99.64%。分段磨矿浸出磨机节约能耗约15%,氰化回收率提高0.14%。 相似文献
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磨矿细度是指磨矿产品的粗细程度,入选颗粒的大小直接影响浮选指标的高低。通过对直线振动筛筛网的筛孔尺寸、球磨机补加钢球直径大小、球磨机钢球补加制度、旋流器给矿压力的大小这些影响磨矿细度的相关工艺进行改进,提高了选矿二系列的磨矿细度,为降低尾矿含铜提供合适的入选原矿。实践证明这些改进措施确实可行。 相似文献
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为了提高某金矿选矿厂的生产能力和金回收率,对选矿厂处理能力和工艺存在的问题进行调研,确定合理的扩能改造和工艺优化方案。通过部分设备的更新换代以及磨浮工艺的优化,改造后选矿厂设备运转率由85.35%提高至95.90%,处理能力由782 t/d提高至1 715 t/d,电能消耗由39.73 k W·h/t降低至31.36 k W·h/t,磨矿细度-0.074 mm由68.91%提高至83.22%,金浮选回收率由77.41%提高至80.94%,指标较好,显著提高了金矿资源的利用率和企业的经济效益。 相似文献
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东营方圆有色金属有限公司采用浮选工艺对铜熔炼渣和吹炼渣进行混合选矿,以回收炉渣中的铜等有价金属。实际生产中采用三段破碎+两段球磨的浮选工艺,通过合理控制破碎粒度、磨矿粒度以及加药量等工艺参数,有效地提高了铜等金属的回收率。 相似文献
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铜冶炼炉渣综合利用技术的研究与探讨 总被引:4,自引:0,他引:4
铜冶炼渣具有硬度大、密度大、夹杂冰铜块的特点,综合回收难度大,生产成本高。为回收炉渣中铜、铁资源,主流选矿工艺为半自磨+球磨+浮选+磁选,可获得合格的铜精矿和多种用途的铁精矿产品。其指标的高低与炉渣冷却方式、碎磨方式、选矿工艺等密切相关,我国尾渣品位已经降至0.35%以下,比国外尾渣品位降低0.05个百分点以上。 相似文献
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The method of recovery of contaminating components from sweepings of the aluminum production for their further return into the electrolyzer is proposed. To concentrate the material, the following processing flowsheet is proposed: milling–classification–reverse flotation–thickening. For the most complete removal of silicon and iron oxides during the flotation of sweepings, the Flotigam 7266 flotation reagent produced by Clariant (Germany), which is a mixture of primary fatty alkyl amines, is used. To remove carbon particles, the combination of pine oil in a mixture with kerosene is used. Flotation is performed using a FML 0.3 flotation machine. The initial material, chamber product, and tails are analyzed for the content of carbon and aluminum, iron, and silicon oxides using X-ray spectral (XSA), X-ray phase (XPA), and chemical analyses. It is established that processing the total material mass does not make it possible to acquire a product with an acceptable content of silicon and iron oxides. Based on the XPA of various fractions of the initial material, it is proposed to process the material fractions containing the minimal amount of contaminating substances (carbon and silicon and iron oxides). Two fractions are selected for processing using the flotation method by the XRS results of various material fractions:–0.071 mm and +5.0 mm. When processing the first of them, the chamber product of the acceptable quality is acquired. A product with a high content of alumina and fluorinated components at low carbon and iron oxide concentrations but a considerable amount of silicon oxide is acquired from a coarse electrolyte-containing fraction (+5.0 mm). The further use of this product is possible to fabricate aluminum–silicon alloys. 相似文献
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-10 μm白钨矿的浮选回收率低, 导致大量白钨矿损失于尾矿中, 造成资源浪费, 而载体浮选是提高-10 μm白钨矿回收率的有效方法之一.根据粒级以及粒级组成对白钨矿浮选的影响, 通过浮选试验、理论计算和仪器检测等方法研究了-10 μm细粒级白钨矿的自载体浮选, 同时研究了载体比例、载体含量和碳酸钠对白钨矿自载体浮选的影响.研究结果表明, 油酸钠为捕收剂时, 在合适的载体粒度和载体比例下, 自载体浮选是提高-10 μm白钨矿回收率的有效方法, 碳酸钠可强化白钨矿的自载体浮选, 扩大载体比例和载体粒度范围.机理研究表明, 白钨矿 相似文献
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烂泥沟微细粒浸染型金矿选矿试验研究 总被引:1,自引:0,他引:1
微细粒浸染型金矿石,由于其嵌布粒度细微,仅为0.01~0.3mm,给选别造成严重困难。通过采用两段磨矿溢流控制分级,不脱泥强化浮选,一次粗选,三次扫选,二次精选的磨浮流程,扩大试验得到精矿品位44.06g/t,回收率88.20%的较好指标,为矿山建设提供了依据。 相似文献