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针对安徽白象山铁选厂一段球磨指标进行优化试验研究,对矿石进行力学性质测定、球磨机给矿筛分,按照段式球径半理论公式初步确定推荐方案为m (Φ60):m (Φ50):m (Φ40):m (Φ30)=20:30:15:35,设置偏大及偏小方案作为对比,通过磨矿对比试验得出,推荐方案较现场方案+0.15 mm级别产率下降11.24百分点,(-0.15+0.10) mm、(-0.074+0.019) mm级别产率分别提高6.55百分点、9.88百分点,磨矿技术效率提高7.57百分点;离散元仿真结果表明,推荐方案法向碰撞能量较现场方案仅降低4.15百分点,切向碰撞能量较现场提高69.04百分点,综合比较推荐方案全面优于现场方案。 相似文献
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黑钨矿极易发生泥化现象,导致其有效浮选仍是一个难题。本研究在实验室球磨机中,探讨了不同尺寸的钢球作为介质对黑钨矿细度和形状的影响,在干磨条件下进行了6种不同球径(20、30、40、50、60、70 mm)的磨矿试验。结果如下所示:各磨矿条件下获得的产品粒径均随磨矿时间的增加而减小。以70 mm钢球为磨矿介质时,大颗粒含量最低,-10μm过磨颗粒含量最高。这些粒径比x80/x20随着产品尺寸的减小先增大后减小,每一个球的粒径都趋于平缓。中值粒径x50随球径的减小先减小后增大,其中40mm球径最小(0.06 mm);但当球直径小于40 mm时,破碎混合颗粒物料的粉碎能力减弱。在相同的磨矿时间下,粒径比x80/x20随球径的减小先增大后减小,其中40mm球的粒径比最大;对于40mm钢球,产品的细度和宽度不一致,因此选择钢球直径不容易。当球直径小于40 mm时,粒径比x90/x10越来越大。粒径比(x90-x10)/x50随着产品粒径的减小先增大后减小,减小趋势随着球径的减小而趋于平缓,在x50为0.075 mm-0.085 mm范围内达到最大;另一方面,20毫米球下,(x90-x10)/x50磨矿产品尺寸几乎是不变的,为20.66。当产品粒径小于1 mm时,产品颗粒的球形度急剧增加,且随着球直径的减小,球形度增加的更快。当产品粒径小于0.04 mm时,产品颗粒球形度的变化趋势趋于平缓,这可能是在磨机内表面和球表面形成粘附颗粒层。0.8 ~ 0.3 mm的球形度变化趋势小于0.3 mm以下的球形度变化趋势。 相似文献
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介绍了某镍铜矿,在工业试验中,在磨矿中改善入选物料特性,进而提高选别指标,形成了一套磨选结合提高镍铜回收率及降低精矿氧化镁含量的新工艺,此套新工艺不同于以往提高回收率及降镁的传统工艺,而效果却显著优于过去的传统工艺。 相似文献
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混合铜冶炼渣浮选回收铜试验研究 总被引:3,自引:1,他引:2
粗选Ⅰ采用选择性强的捕收剂进行快速浮选,粗选Ⅱ采用捕收能力强的捕收剂进行分步浮选的工艺流程,对某冶炼混合炉渣进行了铜回收试验。结果表明,在磨矿细度为-45μm占85%给料下,以Z-200为粗选Ⅰ作业的捕收剂,快速浮选能直接获得含铜为27.57%、回收率为56.97%的铜精矿;以WP为粗选Ⅱ和扫选作业的捕收剂,并采用Na2S对矿浆进行硫化,调节p H为9.4,能获得含铜为17.32%、回收率为30.05%的铜精矿。混合后能获得含铜为22.89%,回收率为87.02%的最终铜精矿,同时渣选尾矿含铜降至0.23%。 相似文献
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提高镍铜回收率及降低精矿氧化镁含量工艺的试验研究 总被引:1,自引:0,他引:1
优化磨矿介质 改善磨矿产品质量 提高回收率 降低氧化镁含量
中文摘要 介绍了利用××镍铜矿二矿富矿矿石,在实验室中,通过在磨矿中改善入选物料特性,进而提高选别指标,形成了一套磨选结合提高镍铜回收率及降低精矿氧化镁含量的新工艺,此套新工艺不同于以往提高回收率及降镁的传统工艺,而效果却显著优于过去的传统工艺。 相似文献
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描述了计算机软件JKsimMet 6.1中文版(简称JK 6.1)应用于某37 t/h钨矿选矿厂的磨矿回路优化研究。该软件可模拟和控制优化选矿厂的磨矿-分级回路,有效减少过粗和过细颗粒的产生,保证磨矿系统处理量的最大化。采用JK 6.1软件模拟的结果应用于生产中的结果表明,沉砂中WO3品位的累积减少了0.17%;在细度相近的情况下,溢流中-10μm粒级产率降低1.16%;沉砂中-10μm粒级产率降低0.63%;同时溢流产品的细度P80从78μm增大至82μm;钢球单耗降低7.69%;电能消耗减少4.77%。 相似文献
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