本发明提供了一种适用于高微细粒级精矿脱水的精矿池,属于选矿技术领域。所述的适用于高微细粒级精矿脱水的精矿池包括池壁、池腔、池底、滤布层和承重排水层。本发明通过滤布层和承重排水层的配合使用,通过浸润液体的毛细作用力及水的重力将微细粒中不容易被脱除的水分牵引至滤布层,然后通过水在承重排水层的重力下自流入池底,并最终排出精矿池外,对精矿池中微细粒级精矿的水分有效降低,确保精矿水分达标,保证选矿生产的顺利进行。
本发明涉及一种高铁硫化锌精矿分离铁锌的方法,属于高铁硫化锌精矿冶金与选矿技术领域。本方法的技术方案是:将含锌35wt%~48wt%、铁7.5wt%~25wt%、铟0.05~0.20wt%的高铁硫化锌精矿焙烧得到的热焙砂,在冷却速度1~15℃/min下进行缓慢冷却,对缓慢冷却处理后的焙砂进行磨细制浆,再湿式磁选处理,分离焙砂中的锌与铁矿物,得到低铁锌精矿和富铟高铁锌精矿。本发明工艺流程短、操作简单、易于控制、原料适应性强、生产效率高、生产成本低、设备投资少、能耗低、金属回收率高、环境友好,可从高铁硫化锌精矿焙烧所得焙砂中高效分离铁锌。
本发明公开了一种磷酸渣酸用于磷矿浮选调整剂的方法,属于磷化工与磷矿选矿领域。它是以磷酸工业产生的渣酸为原料,通过输送泵直接输送至磷矿浮选调整剂槽中,作为磷矿浮选的调整剂。经浮选工艺后,磷矿浮选指标达到二水物法生产湿法磷酸的要求。本发明公开的一种含磷渣酸用于磷矿浮选调整剂的方法,具有工艺简单,适用性,适用于性强,实现磷化工与磷矿选矿矿化耦合技术,无论从资源还是环保角度都具有重大意义。
本发明涉及一种铁锡矿磁选铁中间产品伴生回收锡分支重选方法,属于有色金属矿选矿技术领域。本发明的工艺步骤为:⑴对铁锡伴生原矿磨矿后进行磁选,选出的磁性矿再磨矿后进行磁选,反复进行二次以上,磨矿最终粒度75%以上过200目筛,磁选的磁场强度900~1300奥斯特,得到铁精矿;⑵各段磁选的非磁性尾矿进行磁扫选,磁场强度为1200~1400奥斯特;⑶磁扫选所得的矿进行摇床重选,得到高铁锡富中矿、铁精矿和摇床锡尾矿。本发明的方法简单,操作简易,节省能源,工艺流程短,可达到铁、锡综合回收的目的,且铁、锡金属的回收率高,选矿综合成本低。
本发明公开了一种通过微波预处理-磁选联合提高金红石品位的方法,属于选矿技术领域。先将金红石矿进行微波辐照20~60s,对金红石进行磨矿处理,磨矿时间为40~60min,将磨细后的金红石矿放入磁选设备,进行磁选。本发明通过磁选前的微波辐照,可以使金红石矿中的部分金属铁和氧化铁选择性的熔出,通过后期的破碎和磁选,可以将这部分杂质分离出去,提高金红石矿的品位,解决目前金红石矿品位达不到盐酸法或者硫酸法生产钛白粉原料入炉要求的问题。
本发明公开了湿法磷酸淡磷酸用于磷矿反浮选pH调整剂,属于磷化工与磷矿选矿领域。它是以湿法磷酸淡磷酸为原料,用于磷矿反浮选pH调整剂。经浮选工艺后,磷矿浮选指标达到二水物法生产湿法磷酸的要求。本发明公开的湿法磷酸淡磷酸用于磷矿反浮选pH调整剂,具有工艺简单,适用性强,实现磷化工与磷矿选矿矿化耦合技术,无论从资源还是环保角度都具有重大意义。
本发明涉及一种硫化铜硫矿选铜尾矿中硫活化浮选的方法,属于有色金属选矿技术领域。该方法是取硫化铜硫矿磨矿,磨矿前添加氧化钙以使浮选矿浆pH值达到11.5,磨矿至粒度小于0.074mm筛下物的质量为所取硫化铜硫矿质量的70%,之后加水至矿浆的质量百分比浓度为30%;向得到的矿浆中添加140g/吨硫化钠、30g/吨丁黄药和25g/吨2#油进行硫化铜浮选,得到铜粗精矿和选铜尾矿;在选铜尾矿中加入含酸废水至矿浆pH值为9.0~9.5;向得到的矿浆中添加60g/吨丁黄药和20g/吨2#油,进行硫的浮选得到硫精矿。该方法解决了矿山含酸废水的合理利用,降低了矿山的生产成本,减小了矿山对自然环境的污染。
本发明涉及一种确定矿石最佳入磨粒度的方法,属于选矿中的磨矿领域。本发明首先测定细碎机给矿粒度及粗磨机排矿粒度;接着将测定的Fk1、Pk2值代入矿石最佳入磨粒度计算公式,计算碎矿与磨矿总能耗最低时的入磨粒度。本发明产品粒度可以实现1~4mm,使碎磨能耗大幅度降低,进一步论证了本发明碎矿与磨矿的总能耗最低的理论;克服了经验公式计算入磨粒度的缺陷;通过本方法计算得出的最佳矿石入磨粒度,应用在不同矿种及不同规模的矿山上具有普适性,为碎矿与磨矿的节能提供了理论依据,为选矿厂选用设备指明了方向。
本发明涉及一种微波处理高硬度高品位包裹型硫化镍矿提高磨矿效率及解离度的方法,属于矿物助磨和选矿技术领域。初步破碎选矿:使用鄂式破碎机对原矿进行初步破碎,筛选出粒度1cm‑5cm的碎矿;微波辐照:将得到的碎矿在微波功率为100g/KW‑300g/KW下微波辐照30s‑90s,得到解离度高的硫化镍矿;将得到的硫化镍矿破碎至粒度为1cm‑10cm得到破碎后的物料;将得到的破碎后的物料球磨、筛分得到细磨后的矿物;将细磨后的矿物进行浮选,得到镍精矿。本发明所采用的微波预处理高硬度高品位包裹型硫化镍矿的方法使得磨矿时间缩短到原来的1/4,磨矿成本降低到了原来的1/6;微波处理后解离度达到了75%以上,经浮选处理,镍精矿中镍含量同比提高了0.2‑2%,镍总回收提高12%。
本发明公开了一种混合型贫铁矿尾矿提铁降硅再选工艺,包括强磁粗选:将混合型贫铁矿尾矿经磁场强度[U1]?奥斯特的强磁机得到粗选精矿和粗选尾矿;强磁精选:将粗选精矿经磁场强度10000~20000奥斯特的强磁机精选得磁选精矿和磁选尾矿;离心选别:将磁选精矿经150~250r/min的离心选矿机选别得到离心精矿和离心尾矿;摇床选别:将离心尾矿经8~10mm冲程和250~300次/min冲次的摇床选别得到摇选精矿和摇选尾矿。本发明采用粗、精二重强磁选别进行大量抛尾,用离心机对磁选精矿选别以提铁降硅,然后用摇床对离心尾矿选别以提高产率。本发明实现了混合型贫铁矿尾矿的提质降硅,同时也最大程度的提高了铁矿的产率,为混合型贫铁矿尾矿的再选精矿提质降硅提供了一种行之有效的途径。
一种低品位矿石预选新工艺,所述低品位矿石为难选铜、锡、锌共生硫化矿矿石,工艺步骤是将低品位矿石细碎后,用双层筛进行筛分,分级为粒径70~10㎜的粗粒原矿、粒径10~5㎜的中粒原矿、粒径5~0mm的细粒原矿;将原矿洗矿后的粗粒矿石用X射线萤光分选机预选抛尾,中粒矿石用粗选摇床或跳汰机预选抛尾,细粒矿石用预选摇床洗矿及预选抛尾,分选出富集多金属的预选精矿和脉石尾矿。富集后的预选精矿入选矿生产线再选,尾矿又综合利用。本发明预分选成本低,生产效率高,实现了难选硫化铜、锡、锌共生矿的低成本处理,大幅降低了选矿成本,实现盈利生产。
本发明提供一种高硫浮选废水处理及循环再生制备硫化钠的方法,属于矿物加工技术领域。该方法步骤如下:(1)向高硫浮选废水中加入FeSO4·7H2O,搅拌,使废水中S2?充分反应生成FeS沉淀;(2)向步骤(1)反应后废水通入空气气浮,使FeS沉淀以浮渣形式与出水分离;(3)收集步骤(2)产生的浮渣,加入稀硫酸,反应生成H2S气体;(4)收集步骤(3)生成的H2S气体,与NaOH溶液反应制备Na2S;(5)收集步骤(4)产生的Na2S溶液,使用步骤(2)出水稀释,返回至浮选,循环用作选矿抑制剂。本发明利用浮选废水自身残余捕收剂和起泡剂,气浮回收废水中S2?,制备选矿抑制剂,可实现降低废水有机污染物含量、废水资源化、硫的去除率高、处理成本低。
本发明公开一种磷矿石浮选阳离子捕收剂及其制备方法,属于选矿技术领域。由下列质量百分比的原料组成:C12~C18脂肪酸15~30%、N-氯代丁二酰亚胺5~15%、醚胺20~50%、工业杂醇?5~20%、乳化剂2~10%、柴油1~8%、水为余量,上述组分的总和为100%。将C12~C18的脂肪酸和N-氯代丁二酰亚胺进行氯代反应后加入醚胺,再加入工业杂醇、乳化剂和柴油,经搅拌均匀后加入水,即为磷矿石浮选阳离子捕收剂。相比常规的捕收剂本发明提供的磷矿石浮选阳离子捕收剂的选择性更好、抗泥化能力强、性质稳定,泡沫不发粘,泡沫易消散,且耐低温,可实现常温浮选,其药剂消耗低,大幅降低精矿中的R2O3。
本发明涉及一种铁矿的处理方法,属于选矿技术领域。首先将铁矿和无烟煤还原剂破碎至粒度为2mm以下,然后将两者混合进行还原焙烧,还原产物经水淬后得到还原料;将还原料磨至-0.074mm占80%,然后经过弱磁选,获得铁精矿和弱磁选尾矿,最后进行强磁选,获得次铁精矿和石英砂;将石英砂在硫酸溶液中酸浸,酸浸完成后液固分离得到浸出液;将得到的浸出液加入碳酸氢铵搅拌,然后过滤洗涤得到滤渣,滤渣经干燥后在温度为500~700℃条件下煅烧20~50min得到铁红。该铁矿经过还原焙烧、磁选制备得到铁精矿和石英砂,石英砂经过处理得到中等品级铁红。
本发明公开了一种真空处理脆硫铅锑矿分离铅锑的方法,该方法将经选矿后的脆硫铅锑矿置于真空条件下分离铅锑,在真空处理过程中添加Sb2O4或四氧化二锑矿物,在低温550~640℃下生成Sb2O3从而实现锑与铅的分离;本发明方法避免了传统工艺各工序铅锑分离不彻底带来的影响,减少了能耗,节约了成本,对环境无任何污染,产物直接为Sb2O3与PbS,可直接用于生产金属锑和金属铅,避免了冶炼过程中铅锑合金的产生。
一种利用氟硅酸选磷矿的方法,是将磷矿石湿法研磨至能达到物质单体解离细度的矿浆,所述磷矿石为碳酸盐型磷矿石,其MgO的质量分数及百分含量为1~12%,物质单体解离细度为-200目大于80%,矿浆含固量为20~55%;然后向矿浆中加入氟硅酸,充分搅拌,调整矿浆PH值为3~5;再将调整好的矿浆进入浮选机,同时加入捕收剂,经充气、刮泡结束,即得到磷精矿,捕收剂的加入方式是在矿浆浮选前加入总量的60~70%,其余量在排放精矿前的每级浮选后均匀分批加入。使用本发明方法,不仅能保证选出的磷精矿品质,还节约选矿生产中的调整剂费用,并减轻环保压力。
本发明涉及一种用因分特炉(Infinity?Furnace)炼铜的工艺,属有色金属冶金技术领域。本工艺在因分特冶金炉中完成含铜物料的冶炼得到粗铜,炉料为硫化铜矿、熔剂、铜冶金常规冶炼流程中产出的烟尘、中间渣、铜冰铜、返料及电子废料或废旧金属的二次铜资源,本工艺的熔炼、吹炼、渣贫化三个过程在因分特炉里完成,产物为粗铜和弃渣混合物。弃渣混合物澄清分离,得到含Cu≤0.5%的弃渣和少量铜冰铜。本发明优点在于:在一座炉子中完成熔炼、吹炼作业,一步产出粗铜;无需专门的炉渣贫化或炉渣选矿设施,弃渣含铜<0.5%;弃渣混合物澄清分离后得到的冰铜,在水淬后返回流程处理。取消PS转炉,两个炉缸的操作步骤互相配合,使烟气二氧化硫含量相对稳定,提高了硫的利用率。
本发明涉及一种耐用高效新型摇床,它有摇床头、床面、给矿槽、清水槽、床条,床面面板和床条均有主要由环氧类材料和陶瓷粉构成的耐磨材料层,做法是在摇床床面板上披涂主要由环氧树脂类材料和选自选自硅砂粉、其他陶瓷粉、金刚砂、辉绿岩粉等组成的耐磨材料,待披涂的耐磨材料干固后,在面板上固定床条并披涂耐磨材料,在床面板和床条上涂漆、平整和干燥而成。耐磨材料的环氧树脂类与硅砂粉等的重量混合比例为1∶0.2-2.3,硅砂粉等的细度为30-250网目。本发明的床面使用寿命是现有摇床床面的10倍以上,3-10年内床面可以不用重新刷漆修补,操作简单便利,设备运转率高,节约生产成本,选矿回收率高于现有摇床。
本发明涉及一种用钒钛磁铁矿精矿生产中品位钛渣的方法,属于选冶联合资源综合利用领域。本发明针对攀枝花钒钛磁铁矿钛资源至今不能有效利用的问题,以钛磁铁矿精矿为原料,采用高纯化制备除钙、铝、硅等杂质,无熔剂直接还原,半熔融铁渣分相,铁渣粗磨筛分、细磨磁选分离获得直接还原铁,磁选精矿返回继续还原,形成选矿—冶金—选矿闭路流程,获得二氧化钛品位大于60%的中钛渣,满足了硫酸法钛白和其他方法回收钛资源的技术要求,可实现钛磁铁矿精矿中目前难以利用的钛资源的高效回收利用,提高攀枝花地区钛资源的综合利用率。
本发明涉及硫精矿粉和含硫尾矿砂制块炼硫,是将金属矿选矿厂遗留的硫精矿粉和含硫尾矿砂粘结成块,干燥后投入炼硫炉冶炼硫磺,硫回收率达55~70%,硫磺质量达国家一级品标准。炼硫炉渣含铁和其他金属量相应提高,再次开发有较高的价值。
本发明提供一种自旋流尾矿脱泥设备及方法,自旋流尾矿脱泥设备,包括带锥底的桶体,锥底上设有排矿口,其特征在于桶体上切向设有进料口、桶体底部设有隔旋缓流机构,隔旋缓流机构底部与桶体锥底保持间隙,桶体上端为溢流口,溢流口外围设有溢流槽,溢流槽与溢流管相连。提高选矿得率及脱泥效率,能耗低,成本低,能集中收集泥流中的固体泥用于回填,沉淀后的上层水可重复利用,不会造成二次污染,脱泥后的矿其选矿效率可大幅提升60%—80%,得到的复合矿砂纯度高,脱泥工艺不添加任何添加物,属自然处理,不对环境造成污染,是解决尾矿开采中决定开采效率与成本的脱泥工艺环节,为有色金属的尾矿开采提供技术支持。
铅锌、铅锌铜或铅铜浮选混合精矿的抑制重选分离方法,属有色金属矿的选矿技术领域。在对所说混合精矿进行重选时加硫化铅抑制剂。可以包括以下步骤:将混合精矿先加入硫化铅抑制剂后,再送入摇床重选;经过摇床重选,精矿带得铅精矿,次精矿带和尾矿带得含铅锌、铅锌铜或铅铜的次精矿、尾矿;再一次或多次将上述所得的次精矿、尾矿经摇床重选,最后得铅精矿和锌精矿、锌铜精矿或铜精矿。由于硫化铅抑制剂的存在,使硫化铅的可浮性得到充分抑制,凸显硫化铅的高比重特性,从而摇床重选中,能够轻易将硫化铅从多金属混合精矿中分离出来。所得精矿金属元素彼此互含低,主金属精矿和附属金属精矿均能满足冶金标准要求,经济效益十分显着。
本发明涉及了一种选矿分选,尤其是一种硫化铜钼混合精矿浮选分离抑制剂的制备和应用。其特征在于该浮选抑制剂将巯基化试剂修饰壳聚糖,制备巯基壳聚糖。由于具有了与被抑制矿物表面发生强烈吸附的极性功能团(-SH),从而能固着于矿物表面;同时具有使矿物亲水的基团(-OH、-NH2)。该抑制剂用作硫化铜钼混合精矿分离的浮选,可以较好的起到抑铜浮钼的效果,而用量只是硫化钠用量的千分之几。本发明不仅克服了常用的硫化钠用量大、操作环境恶劣、污染严重、选矿成本高的缺点,同时还具有添加方便,使用安全等特点。为硫化铜钼混合精矿分离提供了一种用量少、成本低、使用安全方便、环境污染少的选矿抑制剂。
本发明公开了一种锰铁矿采选冶全流程废渣一体化综合利用方法,包括以下步骤:S1、根据选矿废渣粒径大小将其分为碎石、砂子和超细粉;S2、将步骤S1所得超细粉与石灰石粉和粘土混合,混匀后在800℃‑1000℃的条件下烘干30‑40min制得半成品;S3、将步骤S2所得的半成品与冶炼水渣、洗铁废渣、铁水包炉渣一起加入磨机,粉磨细度大于500目;S4、将步骤S3得到的粉磨物料通过均化库进行均化即得复合矿物掺合料。本发明的方法不仅可以对0.15MM以下的选矿废渣进行合理的资源化利用,同时还可以对锰铁矿采选冶全流程废渣进行一体化综合利用,降低回收利用的成本。
本发明涉及一种从黄金熔炼渣中高效回收有价元素系统,所属选矿和湿法冶金领域,包括破碎机,破碎机与高压辊磨机连接,高压辊磨机出料口与振动筛连接,振动筛细料口与球磨机连接,球磨机出料口与1#泵池连接,1#泵池与1#水力旋流器进料口连接,1#水力旋流器沉砂出口与1#泵池连接,1#水力旋流器溢流口与离心选矿循环磨机连接,离心选矿循环磨机尾矿管与2#泵池,2#泵池与2#水力旋流器进料口连接,2#水力旋流器沉砂出口通过塔磨机与2#泵池连接,2#水力旋流器溢流口与浓密机入口连接,浓密机底流出口与浸出槽连接;浸出槽上设置有搅拌器。本实用新型工艺流程简单、金银回收率高、有价元素综合回收率高、生产成本低。
氧化铜矿原矿常温常压氨浸—萃取—电积—浸渣浮选方法,属于用湿法冶金和浮选从矿石中提取铜金属的工艺方法,特别是从低品位高钙镁氧化铜矿原矿中提取铜的方法。本发明采用成本较低的常温常压氨浸技术来溶解氧化铜矿石中的氧化铜矿物,并将湿法冶金中的“常温常压氨浸—萃取—电积”技术和选矿中的“浮选”技术进行优化组合,集成为一种新型的处理高钙镁氧化铜矿石的冶金-选矿联合流程。它拚弃了过去数十年来的氨浸为追求高的铜浸出率而不得不采用的高温高压或加温加压技术,既利用了氨浸技术易于回收氧化铜矿物的优势,又利用了浮选技术易于回收硫化铜矿物的优势,降低了能耗和成本,具有更好的可操作性和经济性,易于实现产业化和规模化生产。
本实用新型是一种砂金矿力选分离釜。其特征在于分离釜主要由上部釜盖,中部立柱筒,下部轴承座及底部皮带轮、防护筒构成。其特点是传动轴掏空,把混汞杯、整流顶、整流顶基座、精选叶轮、精选斗和混汞筒等都装配在轴内的空腔中,传动轴下端的空腔和联接法兰内空腔组合成储存水银和金沙的储仓。它只选一次便可拿到合质金,能选出难选的片状金和细微金,选矿流程和选矿周期大大缩短,选矿成本大大降低。对单体金的回收率和产金量约可达到现有生产线的两倍以上。具有体积小,重量轻,自动化程度高,用工少,能耗低等优点。
处理低品位细粒弱磁性矿物的工艺。本发明属矿物加工领域的一种选矿方法,尤其是涉及提高低品位细粒级弱磁性矿物回收效率的方法。本工艺采用先磁选再重选联合流程,①磁选,将矿物破碎到10~100μm,采用高梯度磁选机在6500~8500高斯下进行磁选,得到粗铁精矿;②重选,对粗铁精矿调浆,浓度为20~35wt%,进入悬振锥面选矿机重选精选,分选面锥度为5~10°,振动频率为300~480次/分钟,分选面边缘转速为0.8~2.5米/分钟。本发明的工艺能大幅度提高精矿品位,降低生产成本,还具有操作简单、处理量大、分选效率高和指标稳定等特点。
本实用新型涉及一种节能浮选槽,属于选矿设备领域,本实用新型包括敞口的长方体槽体、调节板,所述的槽体的前面板上部设置于其等长的开口;与前面板相邻的两侧板内壁上相对应设置与槽体等高的固定条,两个固定条的相对面开设固定槽,两个固定槽内过盈滑动连接调节板两侧端,调节板高度小于槽体高度;槽体的底板为空心结构;底板顶面沿其长边方向间隔均匀设置数个紊流条,其顶面上开设数个充气孔,底板底面设有与其贯通的进气管;槽体的两个侧板底部上分别开设进液口和出液口;本实用新型通过省去浮选机机械搅拌和机械刮泡的环节,而实现浮选机的节能,从而降低选矿过程中的电耗,最终节约选矿成本。
一种称重式粉末药剂自动配制装置,本实用新型涉及一种对选矿厂药剂配制的自动化控制设备,特别适合于选矿过程对药剂浓度的精确自动配制,属于自动控制技术领域。本实用新型包括配电柜、给药机、称量装置、搅拌桶、搅拌器、螺旋给料机、电磁阀、电动阀、储药箱、液位变送器,给药机设在搅拌桶上方,搅拌桶放在称量装置上,搅拌桶与储药箱连通,配电柜通过导线与各部件连接。本实用新型仅通过称量搅拌桶的重量变化来计算干粉药剂的添加量和水的加入量,性能可靠、控制精度高。药剂配制时的加水量和加药量完全由PLC进行控制,不仅自动化程度高、控制精确,而且系统维护量小。对减轻工人劳动强度、稳定生产作业、提高选矿技术经济指标等都有显著的作用。
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