本发明公开了一种微细粒一水硬铝石的浮选方法,包括以下步骤:1)向微细粒一水硬铝石矿物中依次加入水、pH调节剂和捕收剂,搅拌调浆后,得到初级矿浆;2)将初级矿浆转入射流循环空化系统中进行空化处理,得到浮选矿浆;3)将浮选矿浆导入浮选机中进行浮选,得到一水硬铝石泡沫产品。本发明采用射流空化对微细粒一水铝土矿矿浆进行处理。射流空化处理时形成的高速射流,使目的矿物脱除矿泥的罩盖,促进浮选药剂与矿物颗粒的直接作用。射流空化处理使疏水化矿物表面直接生成纳米气泡,并在矿浆溶液中生成体相微纳米气泡,促进微细粒颗粒间疏水聚团,同时也促进浮选气泡对矿物颗粒的捕收,提高微细粒一水硬铝石的浮选效率。
一种冶选联合分步回收渣中有价金属的方法,本发明将铜钴锰渣经过球磨后用水浆化,加入硫化钠进行一次硫化转化,保持温度反应一段时间后液固分离,一次转化后液用于废水中和,一次转化渣经过一次浮选过程产出硫化铜精矿;一次浮选尾矿控制条件进行二次硫化转化,二次转化渣通过二次浮选产出硫化钴精矿,二次选矿尾渣回收锰。本发明同时采用硫化转化和选矿相结合分步回收渣中有价金属,这些过程紧密关联,单独过程都不能达到溶液中有价金属选择分离的预期效果。铜钴锰渣不经过溶解即可实现有价金属的相互分离;采用分步硫化转化技术实现了浮选过程铜和钴的分离回收,铜和钴的回收率达到98.0%以上。
本发明公开了一种控压型矿浆多位点同步取样装置及方法,涉及矿物加工学科矿浆取样技术领域。该取样装置由多个并行的取样单元体系组成,每一个体系均包含独立的气压控制系统、防吸浆罐、样品壶、矿浆控制阀、吸浆管和取样杆精准控制系统。通过控制多单元组合体系能够对大型选矿设备内部矿浆进行精准多位点同步获取,为选矿设备参数设计与优化提供可靠试验分析样本。本发明的装置结构简单,操作简便,采样灵活,同时保证了取样过程的稳定性、准确性和代表性。
一种电解锰渣资源综合利用的方法:在浮选槽中加入电解锰渣和水,搅拌均匀,得浮选矿浆;所得浮选矿浆中加入表面活性剂,预先浮选分离,得泡沫和矿浆,所得泡沫进入尾矿库;用pH值调整剂调整至矿浆呈酸性;采用粗选分段添加阳离子捕收剂、三道精选、精选中矿顺序返回上一级作业的闭路浮选,得到精矿泡沫和尾矿矿浆;所得精矿泡沫加工得到白色的石膏产品;所得尾矿矿浆进一步处理用于制作免烧砖或水泥熟料。本发明实现了石膏与石英等脉石高效分离,生产出纯度达95%以上的高品质无水石膏产品;浮选后尾砂得到充分利用;本发明工艺流程简单、高效,药剂成本低,处理规模大,既为企业带来经济效益又能有效缓解企业环保压力。
本发明公开了一种储热材料及其制备方法,以赤铁矿为主料、高岭土选矿 尾渣为成型料、粘土为辅料,加水混合制备而成。其物料配比为:赤铁矿为 70~87%,尾渣为7~15%,粘土为6~15%。其制备方法是先混料:将高岭 土选矿尾渣和粘土混合均匀,加入水至浸湿状态,然后加入赤铁矿混合,放 置于通风处并控制其水分含量;再成型:将混合料置于模具中,压制成型, 制成试块;然后干燥:将试块放入烘箱中干燥;最后焙烧,冷却即为所述储 热材料。材料的比热为0.152~0.181cal·g-1·K-1,导热系数为1.11~1.32W·m-1·K-1。 其制备储热材料的方法具有工艺简单、成本低廉、矿物尾渣增值等特点。
本发明公开了一种铅的低温熔盐清洁冶金方法,其将硫化铅精矿或再生铅原料或铅的二次物料于低温惰性熔盐中进行熔炼,一步炼制粗铅。用金属的氧化物作固硫剂,熔炼产物包括液态金属铅和固态固硫金属硫化物,后者与固态未反应物统称固态物。大部分惰性熔盐与固态物分离后以热态返回熔炼过程,被固态物粘结的少部分惰性熔盐经湿法处理再生回用。浸除熔盐后的固态物经选矿回收伴生金属和固硫金属硫化物,将这种硫化物焙烧脱硫,烟气制酸,氧化物焙砂返回熔炼作固硫剂。本发明大幅降低铅冶炼温度,一步产出粗铅,并实现硫的回收和硫化物能源的利用,流程简单、成本低、大幅提高铅直收率的同时,彻底消除冶炼产生的铅蒸汽及SO2烟气对环境的污染。?
本发明公开了一种露天矿网格式采矿方法,包括:将采场沿走向进行网格式划分,得到若干开采网格,各开采网格间留设矿柱;开采网格采用分层开采的回采顺序,依次进行剥离、采矿、排弃作业;采矿区设置移动式初筛设备,筛下物料制浆,将浆料输送至选矿车间,筛上物料直接排至当前开采网格的采空区;剥离物通过卡车运输至排弃区,选矿车间产生的尾砂通过管道运输至排弃区;本发明提供的这种露天矿网格式采矿方法,可有效降低物料运输量,利用采场的采空区储存尾矿,节约土地资源,矿砂的采掘、制浆、泵送、回水均在采场内进行,使工艺环节更紧凑,提高整个系统的运行效率,将尾砂排弃与剥离物内排一体化,实现矿山的绿色开采。
本发明公开了一种从含铁、铌、稀土多金属矿中综合回收铌、稀土、钛的方法,将含铁、铌、稀土多金属矿、造渣剂、还原剂按100:(0‑50):(2‑25)的质量比进行混合配料;将所得的配料投入到熔炼炉内熔炼,熔炼产出炉渣和烟气;通过控制配料组成及炉内氧势,并监控熔炼产出物的组分、铁的回收率来调整炉内氧势及CaO/SiO2质量比至合适的范围,炉渣的CaO/SiO2质量比0.8~2.3;将产出炉渣排入到渣包中,冷却结晶,获得含多相矿物的炉渣;炉渣破碎后细磨,采用选矿工艺处理,获得高品位含铌、稀土和钛的精矿和高品位稀土精矿。本发明工艺简单、操作便利、实用性强,可以综合获得多种有价金属元素和多种高品位精矿。
本发明公开了一种铜钼矿选厂厂前回水利用方法。所述铜钼矿选厂厂前回水利用方法中所述铜钼矿选厂选矿过程为:原矿经过半自磨球磨分级后通过搅拌进入铜钼混合粗选,然后分别进行三段混合精选和三段混合扫选,三段混合精选产出铜钼混合精矿,三段混合扫选产生总浮选尾矿;铜钼混合精选的精矿进入铜钼分离浮选;所述铜钼分离浮选过程为:铜钼分离粗选后分别进行三段钼精选和三段铜钼分离扫选,钼精选产出钼精矿,铜钼分离扫选产出铜精矿;其中,所述回水利用方法是将原有回水方法由统一回水改为分段回水。本发明采用低成本的分段直接回水技术,部分废水集中处理,攻克了多金属选矿浮选废水循环利用技术难题,大幅度降低了回水处理投资和生产成本,实现了废水“零”排放。
本发明公开了一种硫化-氧化混合铜矿浮选方法,包括磨矿和铜浮选步骤:磨矿过程中加入戊基黄原酸甲酸乙酯20-50G/T原矿,同时加入PH调整剂使矿浆PH保持9.5-10.5;包括一次快选、一次粗选、一次扫选和三次精选;快选过程中加入壬基羟肟酸20-30G/T原矿,加入起泡剂20-30G/T原矿;粗选过程中加入戊基黄原酸甲酸乙酯10-30G/T原矿、壬基羟肟酸10-20G/T原矿,加入起泡剂10-20G/T原矿;扫选过程中加入壬基羟肟酸10-20G/T原矿;保持浮选矿浆PH为9.5-10.5,回收铜矿物。相对传统的硫化铜矿和氧化铜矿的浮选方法,本发明提高了浮选效率,减少了浮选设备与能耗,铜回收率提高10%以上。
本发明提供了一种分离铜与云母的浮选方法,使用Z-200作捕收剂,使用8~12∶1的DM和GJ混合液作抑制剂,在矿浆中性或者弱碱性状态下浮选矿物。本发明的浮选方法使用Z-200作捕收剂、使用8~12∶1的DM和GJ混合液作抑制剂,并且在矿浆中性或者弱碱性状态下浮选矿物,使得铜精矿的含铜量提高15%以上,铜精矿云母含量降低70%以上,综合回收时的机械夹带率下降20%以上,而药剂消耗量基本不变。
本发明公开了一种简易吸附剂的制备方法,其特征在于,包括以下步骤:将铝土矿选矿的尾矿球磨;再将球磨后的尾矿干燥后压制成压块;将磷酸、焦磷酸、偏磷酸或次磷酸溶液之一涂刷或喷淋到压块表面上,干燥;最后将干燥后的压块在300-600℃下煅烧,得到白色的块体吸附剂即为所述的简易吸附剂。该方法实施简单,能制得价廉、吸附效率高、易再生的简易吸附剂。
基于泡沫调控的碳硅质胶磷矿阳离子反浮选脱硅的方法,包括以下步骤:(1)脱碳浮选:将碳硅质胶磷矿原矿进行湿法磨矿,再加水调浆,加入起泡剂,搅拌,充气浮选,浮选泡沫作为尾矿抛尾,得脱碳浮选矿浆;(2)脱泥浮选:先进行旋流分级脱泥,溢流部分作为尾矿抛尾,在底流中加入捕收剂,搅拌,充气浮选,浮选泡沫作为尾矿抛尾,得脱泥浮选矿浆;(3)脱硅反浮选:调节pH值,然后先加入捕收剂,搅拌,再加入消泡剂,搅拌,充气浮选,扫选浮选泡沫,扫选尾矿抛尾,得磷精矿矿浆。本发明方法有效降低了泡沫的粘度和稳定性,增加泡沫脆性,消泡效率≥81%,泡沫动态稳定性系数≤0.25min;本发明方法消泡后所得磷精矿品位高、杂质少。
一种低品位钾混盐的两段浮选工艺,包括以下步骤:(1)将低品位钾混盐磨矿至-0.15mm粒级质量含量≥64.90%;(2)将步骤(1)获得的矿浆转入浮选机进行一段浮选;(3)往步骤(2)所得粗选矿浆中加入阴离子捕收剂进行二段浮选;(4)将步骤(2)所得氯化钾精矿和步骤(3)所得二段浮选精矿全部合并,按精矿∶淡水=1∶0.65~0.80的质量比加入淡水,常温下搅拌转化反应1h~2h,过滤烘干,得硫酸钾镁肥产品。本发明工艺具有流程简单、能耗低、操作易于实现、K+回收率高等优点,能适应含钾矿物成分复杂的一些低品位钾混盐用于浮选回收钾资源。
本发明公开了一种粗粒抛废工艺,其包括下列步骤:①经过破碎的原矿的粒度达到20MM后,破碎后的矿石经过预先湿式筛分,分出小于或等于3MM的细粒级产品和3-20MM的粗粒级产品,该小于或等于的细粒级产品脱水后直接进入下阶段选矿;②上述3-20MM的粗粒级产品进入跳汰设备,根据矿物组成和堪布情况,利用跳汰设备分出轻产品即废石和重产品,该重产品在跳汰设备的底部排出;③从跳汰设备底部排出的重产品通过脱水装置脱除水份后进入下阶段选矿。本发明跳汰设备选用BATAC风力脉动式跳汰机。本发明能大幅度提高矿石入选品位、流程简单,易工程化、环保、节能。
本发明提供了一种砷碱渣处置系统及使用其处理砷碱渣的方法。砷碱渣处置系统包括:给料预处理单元、浸出单元、喷淋单元和选矿冶炼单元。使用砷碱渣处置系统处理砷碱渣的方法:将原始砷碱渣送入给料预处理单元粉碎得一级砷碱渣;在第一浸出池内浸出得浸出液和沉淀物,将浸出液输入喷淋单元,沉淀物输入分级筛进行筛分,筛上物输入给料预处理单元,筛下物输入浸出池浸出得浸出液和沉淀物,浸出液输入喷淋单元;沉淀物输入选矿冶炼单元回收锑;浸出液在喷淋单元与含有二氧化硫的烟道废气反应得中和液体。本申请提供的砷碱渣处置系统及使用其处理砷碱渣的方法,将砷碱渣处理与脱硫结合,不使用硫酸,实现锑资源循环利用和安全处置,环境和经济效益好。
本发明属于选矿用的浮选设备,它由柱体、给矿器1、泡沫槽2、排矿口3、清洗水给水器4等组成,其特征在于:柱体的上端设置泡沫槽2,下端设置接触器7与柱体内的矿浆循环管8相通;柱体内上部富集区安装清洗水给水器4;柱体内的分选区安装给矿器1,其下方设置稳流板9;栏式分散器10、11分别设置在清洗给水器4与给矿器1之下;本发明在实际应用中减少了水硬铝石因受泡沫夹杂的损失,提高了铝土矿精矿的铝硅比,提高了三氧化二铝回收率。
本发明属于有色金属选矿技术领域,特别涉及一种硫化矿中回收伴生金银的方法。本发明的技术特征在于通过在硫化矿调浆环节中通入一定量的氧化性气体,调节矿浆中的溶解氧含量和/或矿浆电位,从而扩大含金银硫化矿与不含金银硫化矿之间的可浮性差异,使其浮选分离,达到预先富集金银的目的。本发明采用来源广泛的氧化性气体来调节矿浆环境从而浮选回收金银,具有操作简单、成本低、绿色环保、适用性广泛等优点,解决现有技术对伴生金银硫化矿选矿效率低,成本高等突出问题,具有广阔的工业化应用前景。
本发明是一种以低品位含钒硅质页岩为原料,综合回收其中钒、铝、钾、硅有价组分的选矿冶金领域。其步骤是以低品位含钒硅质页岩为原料,先将含钒硅质页岩用浮选方法脱硅,钒精矿与过量的石灰石、碳酸钠均匀混合后在回转窑中高温焙烧,得到铝酸钾、铁酸钾、偏钒酸钙、原硅酸钙、二氧化碳等产物,将烧结产物在稀碱溶液中进行溶出,溶出液经脱硅净化后,在密闭容器中通入回转窑产生的二氧化碳气体进行碳化反应,析出Al(OH)3沉淀,脱铝溶液在酸性条件下水解沉淀得到粗钒,将粗钒用碱溶解,加入氯化铵得到偏钒酸铵,最后溶液为富钾、富钠溶液,经分步蒸发得到钾碱、钠碱。本发明彻底解决了石煤浸出渣堆存产生的环境污染问题。
本发明涉及一种浮选钨矿选矿废水处理方法,其步骤如下:向浮选钨矿选矿废水中加入工业盐进行脱稳,得到脱稳废水后,再加入适量的聚合氯化铝及重金属捕收剂去除剩余的硅酸钠、重金属、有机物,最后加入聚苯烯酰胺混合均匀后静置,经自然沉降后得到净化水。本发明提供的方法对硅酸钠的去除率在95%以上,SS去除率在95%以上,COD去除率在85%以上,出水水质稳定,完全达到GB8978‑1996《污水综合排放标准》,从而实现废水的达标排放。本发明的方法处理效果稳定,操作简单,成本低,适宜推广使用。
本发明公开了一种风化低品位难选锰矿分选工艺,属于多金属选矿技术领域,本发明首先除去原矿中的细粒级颗粒,通过预先筛分控制入选矿石粒度,采用光电抛废机对矿石进行预先抛废粗选,以起到预先富集精矿的作用,减少后续工艺的处理量,采用破碎流程代替传统工艺的球磨处理,可以最大程度地降低跳汰和摇床的处理能力,以节约能耗,降低生产成本,将矿物分级成多种窄粒级的物料,以最大程度提高矿石回收率,整个工艺无外加添加剂,工艺流程简单,锰矿回收率高(达到80%以上),易于实施,选厂废水经简单处理后可以直接外排,本发明属于环境和生态友好型选矿工艺,对我国经济的可持续发展具有重要意义。
本发明公开了一种低温混碱炼铅方法,其特征是在600℃~900℃的温度及碱性条件下熔炼硫化铅精矿及二次铅原料提取粗铅,然后用湿法冶金和选矿方法处理炉渣回收铜、锌等伴生元素和再生碱返回使用。包括碱性熔炼、水浸、水浸渣选矿及水浸液再生碱和硫回收等过程。本发明大幅度降低了炼铅温度,碱再生回用,降低了冶炼成本。由于冶炼过程中CuS、Cu2S、ZnS及SiO2等不发生物相变化,因此,可用选矿方法回收铜、锌等伴生金属,易于实现;尤其是消除了传统高温炼铅严重存在的铅尘、铅雾及二氧化硫烟气对环境的污染。本发明是一种条件温和、环境良好的清洁炼铅方法,对铅冶炼技术进步具有重要意义和应用前景。
本发明提供这种地下金属矿山无排放生产方法包括井巷掘进、采场回采、废石在井下转移到采空区、矿石输送、选厂选矿、选矿废水分段回用、选矿尾砂还原采空区等主体工序。本发明地下金属矿山无排放生产方法是一种闭环清洁生产模式,只有产品输送出来,在矿山生产过程中产生的废石、尾砂与废水结合矿产品采、选生产工艺被全部利用,取消了矿山地表尾砂库和废石场,实现矿山固体废物和废水零排放,彻底消除了矿山固体废物与废水排放占用土地和对地表环境的污染。
本发明属于矿物浮选领域,具体公开了一种基于pH调控Mo‑Pb‑Zn至少一种硫化矿分选的方法,采用式A化合物作为抑制剂用于包含辉钼矿、方铅矿、闪锌矿中的至少一种的待选硫化矿的浮选,并通过调控浮选矿浆的pH调控矿物的浮选行为;其中,通过提高浮选矿浆的pH,提高辉钼矿的浮选抑制作用,降低方铅矿的浮选抑制作用;或者,通过降低浮选矿浆的pH,增加方铅矿的浮选抑制作用,并降低辉钼矿的浮选抑制作用;并且在pH调控过程中使闪锌矿持续富集在尾矿中。本发明方法,可以在不使用任何捕收剂、分散剂和活化剂的前提下,即可实现Mo‑Pb‑Zn至少一种硫化矿物的浮选分离。
本发明公开了一种从含铜尾矿中回收铜和金的方法,包括以下步骤:将尾矿库开采出来的矿石经圆筒洗矿机进行造浆,有效分散粗颗粒矿石和细颗粒矿石,得到矿浆;将矿浆采用直线振动筛进行筛分,得到筛上物料和筛下物料;筛上物料采用齿辊破碎机进行破碎,破碎后的产物进行球磨分级,进入后续步骤;底流返回磨矿;筛下物料通过渣浆泵扬送至旋流器进行强化分级,分级后的底流采用尼尔森+摇床选矿回收伴生金;球磨分级后的溢流与筛下物料产生溢流合并,进入浓密+浸出+洗涤工艺,得到洗涤后的矿浆和洗涤水;洗涤后的矿浆采用磨机进行擦洗,擦下完毕后,加入浮选药剂,进行强化搅拌,得到浮选矿浆;将浮选矿浆进行浮选,得到铜精矿和尾矿。
本发明公开了一种氧化铍矿组合活化剂及其应用,属于选矿与稀贵金属综合利用领域。该组合活化剂为氟化钠(NaF)、硫化钠(Na2S)与六偏磷酸钠[(NaPO3)6]按质量比为0.8-1.5∶2.4-4.5∶0.04-0.75组成;优选1∶3∶0.05的比例。使用时,在磨矿过程中加入氟化钠800-1500g/t矿石,接着加入硫化钠2400-4500g/t矿石与六偏磷酸钠40-75g/t矿石,进行20-40min的搅拌调浆,再进行后续的浮选捕收,使用该活化剂不但可以清洁氧化铍矿表面,还可以有效的活化氧化铍矿,有利于氧化铍矿的浮选捕收,提高铍精矿的选矿指标。
本发明公开了一种全尾砂料浆的处理利用方法及装备,其中全尾砂料浆的处理方法包括如下步骤:A.将选厂排出的全尾砂料浆排入砂仓,在全尾砂料浆排入砂仓的同时添加絮凝剂;B.全尾砂料浆在砂仓内分级沉缩后,向沉砂界面以上的废水中添加明矾;C.全尾砂料浆在砂仓设施内混凝沉淀4~12小时后获得高浓度的用于矿山充填的全尾砂沉砂料浆和回用于选矿作业的净化水。本发明的装备,包括砂仓,在所述砂仓中设有能向上喷射明矾溶液的喷射装置。本发明能在砂仓设施内集中处理全尾砂料浆,能快速同步获得用于充填作业的高浓度全尾砂充填料浆与回用于选矿作业的适度净化出水。
本发明公开一种搅拌磁选机及磁选工艺,其中,该搅拌磁选机包括:筒体,其上部设有进口阀、下部设有出口阀;电磁磁系,包括若干电磁体,各所述电磁体环绕所述筒体布置,且沿周向相邻两所述电磁体的极性相反;搅拌组件,设置于所述筒体内;第一驱动组件和第二驱动组件,所述第一驱动组件与所述搅拌组件传动连接,用于驱使所述搅拌组件进行转动,所述第二驱动组件与所述筒体传动连接,用于驱使所述筒体进行转动。本发明所提供搅拌磁选机可以对待分选矿浆进行多次分选,更有利于得到高品位的磁性矿物,且有利于简化选矿系统的结构,缩小选矿厂区的占地面积,降低选矿成本。
本发明涉及一种细粒金红石抛尾脱泥工艺,包括下列步骤:将金红石原矿破碎筛分至一定的磨矿给矿粒度;将得到的金红石矿颗粒用磨矿机磨至一定粒度后再配制成一定浓度的矿浆;将所述矿浆通入强磁选机进行分离,分别得到磁性矿物和非磁性矿物;将所述非磁性矿物进行重选脱除矿泥得到金红石精选矿。该工艺具有流程简单、选矿成本低、回收率高、富集比高等优点,最终解决了目前我国细粒金红石矿选矿存在的如何消除和减少矿泥对金红石浮选的影响,如何在保证金红石高回收率的前提下,大量粗选抛尾,从根本上降低选矿成本、提高选别指标等难题。
本发明公开了一种基于视觉伺服的摇床导流控制系统,包括视觉采集单元、运算控制单元、伺服导流机械装置;伺服导流机械装置包括导流装置外壳、伺服滑台组、定位标志、导流挡板,伺服滑台组安装在导流装置外壳上,导流挡板安装在伺服滑台组上并可在伺服滑台组上移动,导流挡板上设有定位标志。视觉采集单元获取选矿摇床面矿带分布以及伺服导流机械装置的定位标志位置坐标画面,运算控制单元运行矿带分布识别和定位标志定位算法,并输出控制信号驱动伺服滑台组带动导流挡板调整位置,导流挡板将选矿摇床床面不同矿带导流至相对应的分矿槽中,从而实现自动选矿,提升了选厂自动化程度,提高了选矿效率和精确度,极大降低了人工成本。
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