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云南某铜硫矿铜品位较低,含铜矿物嵌布粒度不均匀,且与主要的含硫矿物磁黄铁矿共生关系密切,脉石矿物复杂,因此,本文对该矿进行了详细的工艺矿物学及选矿试验研究。根据矿石特点,分别进行了铜硫等可浮与铜优先浮选工艺流程对比试验研究。采用铜硫等可浮-铜硫分离浮选工艺流程最终实验室闭路试验结果为铜精矿含铜18.97%,铜回收率81.08%;硫精矿含硫37.71%,硫回收率26.09%。采用铜优先浮选工艺流程最终实验室闭路试验结果为铜精矿含铜20.12%,铜回收率82.15%;硫精矿含硫37.41%,硫回收率84.48%。 相似文献
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安徽某铜铅锌多金属硫化矿选矿工艺研究 总被引:3,自引:3,他引:0
安徽某低品位铜铅锌多金属硫化矿石中锌矿物大多以铁闪锌矿的形式存在,部分硫矿物以磁黄铁矿的形式存在,铁闪锌矿和磁黄铁矿致密连生,嵌布特征复杂,对锌硫浮选分离造成不利影响。针对该矿的矿石特点,在"铜铅锌优先浮选"工艺流程的基础上,结合锌硫磁选分离工艺,不仅回收了铜铅锌,而且实现了锌硫的有效分离。闭路流程试验获得了含铜12.04%、铜回收率45.48%的铜精矿,含铅42.88%、铅回收率80.04%的铅精矿,含锌42.04%、锌回收率84.11%的锌精矿。 相似文献
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大宝山难选铜硫矿石选矿新工艺研究 总被引:2,自引:0,他引:2
广东大宝山铜硫矿石铜品位低,主要金属矿物黄铜矿与黄铁矿、磁黄铁矿等嵌布关系复杂,磁黄铁矿可浮性与黄铜矿相近,采用单一浮选工艺处理该矿石难以获得较好的铜硫分离指标。为探索该难选铜硫矿石铜硫高效分选工艺,在对其进行工艺矿物学分析基础上进行了选矿新工艺研究。结果表明:原矿磨细至-0.074 mm占80.10%,经1粗3扫铜浮选,粗选精矿再磨至-0.074 mm占90%经磁选脱除磁黄铁矿,非磁性产品经3次铜精选,可以获得铜品位为18.57%、回收率为80.26%的合格铜精矿,浮铜扫选尾矿经1粗1扫硫浮选,与磁性产品合并后可以获得硫品位为45.35%、回收率为87.12%的硫精矿,铜硫得到有效分离。 相似文献
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某高硫铜矿石磁黄铁矿和绿泥石等易泥化脉石矿物含量较高,且磁黄铁矿的可浮性和磁性差异较大,对铜硫分离浮选干扰很大。根据矿石性质,采用铜优先浮选—磁选回收磁黄铁矿—硫浮选工艺进行了选矿试验研究,即首先在较低碱度下采用铜选择性捕收剂组合(BK-306 TL-1)优先选铜;然后采用磁选回收磁性磁黄铁矿,再以高效硫活化剂BK546和组合捕收剂(丁基黄药 AT608)强化浮选回收硫矿物,实现了矿石中铜、硫的有效回收。闭路试验获得含铜24.81%、铜回收率86.31%的铜精矿,含硫37.83%、含铁58.21%、磁硫品位(Fe S)96.04%、硫回收率40.60%的磁黄铁硫精矿,以及含硫46.05%、硫回收率47.90%的硫精矿,硫总回收率为88.50%。 相似文献
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高硫复杂难选铜铅锌选矿工艺流程试验研究 总被引:10,自引:6,他引:4
试验依据高硫复杂铜铅锌矿矿石性质的特点,采用磁选—浮选联合工艺流程。试验工艺流程关键技术是磁选脱除磁黄铁矿,应用优先浮选流程,优先浮选铜精矿进行铜硫分离,铜与铅锌分离采用高效抑制剂组合无氰无铬清洁分离工艺,获得了良好的试验指标,铜精矿、铅精矿、锌精矿的品位分别为21.96%、50.68%、41.58%,回收率分别为68.13%、52.24%、79.77%,为高硫复杂难选铜铅锌选矿提供了新途径。 相似文献
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青海某难选铅锌矿选矿试验研究 总被引:1,自引:0,他引:1
孙志健 《有色金属(选矿部分)》2016,(5):22-24,84
青海某难选铅锌矿含铅1.32%、含锌3.91%、含铜0.10%、含硫13.71%。为更好的开发利用该矿产资源,进行了详细的选矿工艺研究。针对该矿石嵌布粒度细、矿物组成复杂以及含有高铁闪锌矿和磁黄铁矿等特点,选用石灰和BJ作为锌硫分离的联合抑制剂,采用铅优先浮选—锌硫混合浮选—锌硫再磨分离的工艺流程,获得了较好的选矿指标,铅精矿含铅66.06%、铅回收率93.95%,锌精矿含锌45.15%、锌回收率89.35%。 相似文献
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某复杂铜硫矿含铜0.71%、含硫8.11%、含钼0.021%,具有硫铜比高、含次生铜、伴生钼含量低、铜硫嵌布特征复杂等特点。为高效开发利用该资源,通过工艺矿物学研究,查明矿石矿物特性,开展了详细的选矿试验研究,进行了“异步浮选-合并精选”与“异步浮选-分别精选”的浮选工艺流程对比研究。异步浮选-合并精选工艺可获得铜精矿含铜23.82%,含钼0.31%,铜回收率为91.50%,钼回收率为38.25%;异步浮选-分别精选工艺可获得总铜精矿含铜23.98%、含钼0.52%,铜回收率为91.74%、钼回收率63.19%。推荐采用“异步浮选-分别精选”工艺处理该矿石。 相似文献
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对某含复杂磁黄铁矿铜硫矿石进行了选矿工艺流程的试验研究。根据矿石性质,采用铜优先浮选—磁选—硫浮选和磁选—铜浮选—硫浮选两种原则工艺流程进行试验研究,通过铜优先浮选(中矿顺序返回)—磁选—硫浮选、铜优先浮选(中矿再磨再选)—磁选—硫浮选和磁选—铜浮选—硫浮选三种试验方案的工艺流程和闭路试验指标的对比分析,最终确定了铜优先浮选(中矿顺序返回)—磁选—硫浮选的工艺流程,闭路试验获得含铜24. 81%、铜回收率86. 31%的铜精矿,含硫37. 83%、含铁58. 21%、磁硫品位(Fe+S) 96. 04%、硫回收率40. 60%的磁黄铁硫精矿,以及含硫46. 05%、硫回收率47. 90%的硫精矿,硫总回收率为88. 50%。 相似文献
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内蒙古某铜钼矿矿石中主要有价元素为钼和铜,其品位分别为0.032%和0.165%;铜、钼的氧化率分别为2.44%、0.92%,为原生硫化矿石。根据矿石的特性以及嵌布特性、嵌布粒度,试验对比了两种选矿工艺方案,一种是"铜钼硫混合浮选"方案,另一种是"铜钼部分优先浮选—铜钼硫混合浮选"方案;采用铜钼部分优先浮选—铜钼硫混合浮选—铜钼分离流程,钼粗精矿再磨、多次精选的原则流程。选矿闭路试验所获得的铜精矿产率为0.645%、品位21.66%、回收率84.69%,钼精矿产率0.055%、品位46.78%、回收率80.89%。 相似文献
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针对福建某含伴生铜矿物的矿石性质特点,确定了弱磁除铁—铜硫混浮—铜硫分离—硫化矿尾矿萤石浮选的工艺流程回收铜、萤石。经矿石分析发现,该原矿中黄铜矿、萤石多属于中细粒嵌布,且伴生铜多与磁铁矿连生,拟采用磁浮联合工艺在较低的选矿成本条件下对各目的元素进行综合回收。通过药剂制度优化,使用廉价、高效的药剂组合分别浮选获得铜精矿、萤石精矿。全流程闭路试验获得铜精矿含Cu 20.17%、Cu回收率为74.18%,萤石精矿含CaF_2 96.56%、CaF_2回收率为83.23%的选矿指标。 相似文献
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Preliminary studies of the floatability characteristics of monazite, zircon and rutile, performed in a modified Hallimond tube, initiated a bench scale investigation of the flotation of a Brazilian monazite ore from Sao Goncalo do Sapucai, MG. The testwork was conducted with the utilisation of a commercial hydroxamate and sodium oleate as collectors and sodium metasilicate as depressant. In all tests, the best collector/depressant ratio defined during the microflotation experiments was confirmed at bench scale. The results indicated that with both collectors it is possible to produce a high purity cleaner monazite concentrate (> 60% RE2O3). The concentrations of collector and depressant must be well defined to prevent a significant increase in the flotation of gamgue minerals such as ilmenite, zircon and rutile, causing contamination of the monazite concentrate. 相似文献
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针对某硫化铜矿的特点, 在试样多元素分析和查明目的矿物成分的基础上, 进行了铜硫混浮和铜优先浮选两种工艺对比研究, 确定了最佳的工艺流程为铜优先浮选流程, 针对含铜0.82%的原矿, 最终可获得铜精矿铜品位24.54%、铜回收率91.95%的指标。 相似文献
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在实验室分批浮选试验的基础上,采用JKSimFloat分批浮选回收率模型,分别计算了某铜矿石中不同矿物的浮选动力学参数。参照现场浮选流程,应用JKSimFloat软件进行了不同浮选机选型方案的浮选流程模拟。对比模拟结果和实际生产指标,表明JKSimFloat模拟结果的精度较好。因此,JKSimFloat软件可以作为超大型浮选机选型结果的有效验证工具。 相似文献
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氧化铅矿石硫化浮选工艺研究 总被引:3,自引:0,他引:3
罗进 《有色金属(选矿部分)》2009,(5):8-10
针对某铅锌矿处理的高氧化率复杂铅锌矿石中的氧化铅矿石,进行了硫化浮选工艺的研究。浮选采用Na2S作为氧化铅的硫化药剂。研究结果表明,采用硫化浮选技术获得的铅精矿品位达到46.02%、铅回收率达到81.16%,实现了氧化铅矿物的高效回收。 相似文献
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论述了分支浮选在某铝土矿选矿厂的工业应用实践。针对Al_2O_3含量50%、A/S为2左右的原矿,开展了分支粗选和分支串流浮选条件试验。工业试验在条件试验的基础上,采用分支粗选和分支串流浮选联合流程。通过分支浮选最终获得产率60%、Al_2O_3含量61%、A/S为6.4左右的铝精矿。各项关键指标较原有浮选流程均有明显改善。 相似文献