1017
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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。
884
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本发明公开了利用尾砂生产多功能混凝土复合保温砌块的方法,按照质量分数比,选取20‑40份选矿尾砂,15‑30份纳米凝胶材料,20‑40份骨料,1‑3份外加剂;将选矿尾砂经过脱水机脱水或自然风干后,含水率低于10%,备用,然后通过配料机将选矿尾砂、骨料、外加剂、纳米胶凝材料倒入搅拌机中混合均匀后,再倒入砌块成型机中,利用模具成型,再由砌块输送机送至养护架,进行自然养护1‑3天,养护形成至半成品,再填充或注塑保温绝热材料,形成最终产品。具有轻质、高强、抗渗、保温、防火甚至吸音等功能。
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本发明公开了一种独居石渣分离回收后尾矿的处理方法,即对独居石渣分离回收有价元素铀、钍、稀土后的尾矿的处理方法,其特征是它包括下列步骤:酸浸、压滤、水洗、滤渣处理,本发明采用低酸、低温浸出,液相和固相容易分离;采用选矿工艺对二次渣进行选矿并碱分解后,实现了铀、钍、稀土的闭路循环回收;同时,还可循环利用萃取余液废酸,减少废水排放,降低硫酸和新水消耗以及废水处理费用,降低生产成本,有价元素铀、钍、稀土回收率大于97%,可实现整个工艺中无放射性废水、废渣排出。
一种高碳钼镍矿高效浮选分离钼镍回收钼镍得到钼精矿和镍钼混合精矿的方法,由原矿选取、磨矿、浮选脱碳、钼优先浮选、镍钼混合浮选组成;在脱碳浮选中采用选矿药剂MIBC作为碳质物起泡剂和捕收剂、水玻璃和石灰作为分散剂和矿浆调整剂;钼优先浮选采用乳化煤油作为钼矿物的捕收剂,松醇油作为起泡剂,CMC作为碳质物和脉石的抑制剂,Na2SO3和石灰作为镍矿物和镍黄铁矿的抑制剂;镍钼混合浮选采用选矿药剂丁黄药和乙硫氮作为镍钼矿物的捕收剂,松醇油作为起泡剂,CuSO4活化镍矿物,硫酸作为调整剂调整矿浆pH值,对镍钼起诱导浮选作用。本发明金属矿物分离效果佳,金属回收率高,且工艺流程易于控制、具有良好的重现性。
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本发明公开了一种胶磷矿中回收燃料的选矿方法。采用浮选槽或浮选柱串联连接。磷矿原矿经破碎、磨矿和分级后制成20%~45%的矿浆,在矿化槽中与浮选药剂充分混匀后进入浮选槽(柱)内浮选,浮选槽(或浮选柱)上部泡沫层为富碳原料(粗精矿),底部的浆料为贫碳尾矿。将粗精矿在另一个矿化槽中与选矿药剂混匀后进入另一个浮选设备,底部的浆料为贫碳尾矿,上部泡沫层中的碳进一步富集。重复进行3-5次浮选后的上部泡沫即为热值较高的燃料。本发明提供了胶磷矿综合利用的一种途径,具有工艺简单稳定,易自动控制,燃料热值可调,燃料烧渣中的磷可综合回收等优点。
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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。
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本发明公开了一种无机环保保温砌块材料及其制备方法,所述砌块材料包括如下原料比例组成:填料50‑70%、凝胶剂10‑25%、发泡剂3‑15%、改性剂2‑7%和无机纤维1‑3%,所述填料为脱硫石膏或选矿尾砂一种或多种,本发明结构科学合理,使用安全方便,通过脱硫石膏和选矿尾砂,可以很大的降低无机材料的费用,而且选矿尾矿主要成分是二氧化硅,具备很强的保温性和绝缘性,而脱硫石膏不仅有力地促进了国家环保循环经济的进一步发展,而且还大大降低了矿石膏的开采量,保护了资源,也是目前国家大力支持的产品,体现了环保健康的领域,通过在制备中,将其进行正常处理的同时,通过无机纤维网的相互配合,可以更好的增加其韧性。
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一种采用螺旋转子的单槽浮选方法及装置和用途,盛满单槽浮选装置槽腔内的待浮选矿浆,是在超声波能量场的作用下,经设于螺旋转子腔室底部的环形入口流入起浮装置。所述的待浮选矿浆,包括原矿浆和经至少一级浮选过程产出的尾矿浆。所述的环形入口,其展开面积包括等于或大于或小于螺旋转子腔室的横截面积。所述的起浮装置是包含一个螺旋转子的腔室,由螺旋转子腔室、螺旋转子、转子刮板、分散叶轮、鼠笼式定子和转子顶盖组成,所述的螺旋转子,在转动时产生至少一个螺旋气场。采用螺旋转子的单槽浮选方法及装置的用途,包括应用于所有矿物的实验室浮选过程和工业化浮选过程。
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本发明涉及到一种氧化铅锌矿的选矿方法,尤其涉及氧化铅锌矿浮选的流程结构。将原矿磨细至-0.074mm含量在70%~95%范围内,先进行硫化铅锌的混合浮选,得到硫化铅锌混合精矿在铅锌分离流程中进行浮选分离,铅锌分离流程与主流程分开。硫化铅锌选矿尾矿不脱泥全部进入氧化铅锌浮选,氧化铅锌矿扫选精矿与精选尾矿合并进行单独浮选,浮选精矿返回到精选。与传统流程结构相比,采用本发明消除了硫化铅锌分离过程所添加的浮选浮选药剂对后续氧化矿浮选的影响,另外在氧化矿浮选过程采用中矿集中再选可以缓解中矿循环量波动对氧化矿粗选与精选作业的影响。因此采用本发明使得浮选过程非常稳定,易于控制,选别指标与现有技术相比,有利于回收率和精矿品位的提高。
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洗矿—絮凝—高梯度磁选流程及洗矿设备,属微 细粒贫锰矿机械选矿领域,其特征是将原矿直接进入 低频振动筛洗,并相继进入自磨解洗和剪切洗矿机洗 矿,使锰矿物与脉石矿物逐步得到较充分解离,同时 采用絮凝与分泥斗相结合的脱泥工艺并用高梯度磁 选机进行扫选。用本发明处理难选微细粒贫锰矿得 到了比较满意的选矿指标,并且具有无需磨矿,减少 投资和降低成本的优点。
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本发明属于选矿机械领域,尤其是涉及一种重磁分选机,包括机架,所述机架的中间位置设有选矿筒和给矿斗,所述机架的一侧设有给矿箱,所述给矿箱通过进矿管与给矿斗连通,所述选矿筒与给矿斗连通,所述选矿筒为倾斜设置,且其内壁装有介质网板;传动机构,所述传动机构包括电机。本发明设置接矿斗组件,使磁性产品落入精矿斗中,非磁性矿物则透过介质网板沿滚筒内壁流出,进入尾矿斗排出,从而对磁性矿物和非磁性矿物进行很好的收集,使得矿物的分选更加彻底,通过设置含有磁性的介质网板,提高了重磁分选机内部的磁场梯度,大大提高了对矿物的捕捉能力,使磁分选粒度下限降低,有利于细粒级矿物的回收,而且不易出现堵料、跑料的情况。
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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。
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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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本发明为一种超低伴生钨金矿金、钨综合选别方法,其将原矿破碎、磨矿后,送入直线振动筛进行筛分,去除矿浆中的粗颗粒矿石和杂物,筛下物泵送至尼尔森选矿机进行重选。重选精矿经分段摇床精选获得明金、金钨精矿、重砂;重选尾矿经浓缩、分级后加入纯碱800~1000g/t、黄药140g/t、硫酸铜60g/t、硫化钠30g/t、水玻璃60g/t、2号油48g/t进行浮选,浮选工艺流程为一次预先精选后一次粗选三次扫选三次精选获得金精矿和浮选尾矿。浮选尾矿采用粘金毯进行预富集并大量抛尾,富集产物采用摇床进行三次精选获得钨精矿。本发明工艺稳定、操作简单、成本较低,具有可观的经济效益。
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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。
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一种井下填充用铅锌尾矿的回收方法,以现场选矿的铅锌尾矿作为待回收原矿,包括以下步骤:(1)一次搅拌、(2)粗选、(3)精选、(4)二次搅拌、(5)一段扫选、(6)三次搅拌和(7)二段扫选,粗选前、一段扫选前和二段扫选前分别进行一次搅拌、二次搅拌和三次搅拌,二段扫选后得到的尾矿矿浆送入填充站。将从现场选矿后的铅锌尾矿作为待回收原矿,不进行浓缩和磨细,直接送入选矿设备,选矿工艺为一粗一精两扫,同样可以有效的回收尾矿中的金、硫,可以达到节省经济成本的目的,且无需浓缩步骤,简化了工艺流程。最终形成的尾矿由于没有经过磨细,粒度较大,可以用于井下填充,有效利用了尾矿资源。
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本发明提供了一种立环高梯度磁选机液位控制系统,立环高梯度磁选机包括选矿腔、尾矿斗和液位箱,尾矿斗与液位箱通过液位采样管连通,选矿腔设置有安装原矿阀的原矿管,尾矿斗设置有安装尾矿阀的尾矿管,液位控制系统包括原矿支路、尾矿支路、液位传感器和控制器、原矿支路与原矿管并联设置,尾矿支路与尾矿管并联设置,液位传感器为非接触式传感器,安装在液位箱的上方,原矿支路和尾矿支路上均设置有阀门,阀门以及液位传感器均与控制器电连接。本发明突破了在立环高梯度磁选机上采用液位控制系统时的难题,降低了液位控制操作人员操作难度,提高了液位控制自动化程度、控制精度,从而提升了立环高梯度磁选机选矿效率、精矿回收率。
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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。
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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。
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本发明公开了一种高钙型钨萤石矿的浮选方法。对高碳酸钙型钨萤石矿,采用草酸、水玻璃、铁铬木素及羧甲基淀粉按质量比1~4:1~4:1~3:1~3混合制得的组合抑制剂,抑制白钨矿及碳酸钙等其他脉石矿物,通过优先浮选萤石‑浮选钨的工艺,实现萤石和钨的高效回收。该工艺的特点在于,优先浮选萤石‑浮选白钨工艺有利于大幅度提高萤石和钨的选矿指标,降低钨浮选的选矿成本和分离难度,避免了优先浮选白钨时对萤石强烈抑制后萤石回收困难的问题;同时在萤石浮选作业采用分段添加不同抑制剂的方式,利于萤石选矿指标的提升,以及后续钨的回收,萤石精矿品位和回收率均得到大幅度提高,选矿成本也相应大幅度降低。
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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。
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本发明公开了一种从独居石渣中分离回收有价元素铀、钍、稀土及独居石精矿和锆英石精矿的方法,其特征是它包括下列步骤:酸浸、压滤、水洗、有价成分的提取、滤渣处理,本发明对独居石渣采用低酸、低温浸出,液相和固相容易分离;采用选矿工艺对二次渣进行选矿并碱分解后,实现了铀、钍、稀土的闭路循环回收;同时,循环利用萃取余液废酸,减少了废水排放,降低了硫酸和新水消耗以及废水处理费用,降低了生产成本,有价元素铀、钍、稀土的回收率大于97﹪,整个工艺中无放射性废水、废渣排出。
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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。
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从烧结灰中回收氯化铅及制备一氧化铅的方法。包括以下主要步骤:(A)在搅拌下将烧结灰加入至工业水中制成悬浮浆液,对烧结灰悬浮浆液进行“弱磁→强磁”两级梯度磁选矿;(B)将磁选所得的尾泥加入NaCl溶液,采用“盐酸+NaCl”的“氯化浸提”方式回收尾泥中的铅;(C)将PbCl2晶体采用NaCl水溶液法溶解,再于该溶液中加入Na2CO3进行沉淀反应完全,悬浮液经离心过滤、洗涤,所得固体经干燥焙烧得到一氧化铅产品。本发明既可彻底消除烧结灰在钢铁冶炼过程直接循环回用时铅、铜等元素对高炉的侵蚀和危害,又可使这些有价元素得到回收和综合利用。
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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。
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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。?
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本发明涉及一种从钨锡铜铅废渣回收钽铌的方法,包括以下步骤:废渣破碎精选:将钨锡铜铅废渣精选,得到精选矿;熔炼:对精选矿进行熔炼,取上层矿渣;强磁选矿:将所得矿渣破碎后,使用强磁选矿,得到钽铌钨混合粒矿;焙烧:将所得钽铌钨混合粒矿与木炭、碳酸钠混合焙烧;浸出钨:将所得的混合物与水混合浸泡,过滤得到浸出渣;稀酸除硅:将所得浸出渣与稀盐酸混合,浸出过滤得到脱硅渣;烘干:将所得脱硅渣烘干得到人造铌钽精矿。本发明还涉及一种适用上述熔炼步骤的平炉,包括炉体、坩埚、炉芯平台及出烟气管道。所述坩埚与所述炉芯平台设置于所述炉体内部;所述出烟气管道设置于所述炉体顶部;所述炉体整体密封;所述坩埚为两节结构。
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本发明公开了一种从白钨浮选尾矿中回收微细粒级白钨矿(-19ΜM)的方法。首先,通过对尾矿进行预处理,消除残余药剂与矿泥的影响;其次,采用疏水聚团强化调浆,疏水聚团调浆采用油酸或皂化油酸、氧化石蜡皂731或733与煤油或柴油组合,调浆时叶轮转速为1600~3000转/分,调浆时间为10~20分钟;最后,利用静态的柱浮选设备,从尾矿中回收微细粒级白钨矿。小型试验表明疏水聚团调浆与柱分选技术结合能有效的从浮选尾矿中回收微细粒白钨矿。本发明具有短流程,低成本的优点,利用疏水聚团调浆与柱浮选实现了微细矿物颗粒(-19ΜM)的有效回收。
800
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本实用新型涉及一种伞形干粉磁选机,其中选矿部分包括由溜槽盖板、介质圈、磁系装置、溜槽底板和底板组成的伞状锥形选矿体,其中位于溜槽盖板和溜槽底板之间的介质圈由溜槽骨架、骨架法兰片及溜槽隔板均匀分隔成至少二个矿砂溜槽;所述伞状锥形选矿体顶部设置有对应给矿斗的顶圈,底部设置有出矿圈;所述的传动部分设置在伞状锥形选矿体中部,包括静轴、动轴、涡轮减速机及齿轮组,其中动轴通过顶部的圆形钢板与伞状锥形选矿体连接成一体,且动轴在涡轮减速机控制下带动伞状锥形选矿体旋转选矿;所述的机架部分机架,机架顶部设置的给矿斗。本实用新型选矿速度快,回收率高,不漏选。
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