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云南某铜矿地处高海拔地区,投产后经多方比对,采用以国外进口原料为主要成分的起泡剂PL-1,投产前两年原矿性质简单,含泥量少,取得的生产指标较好;随着开采的深入,矿石含泥量增多,继续使用原有起泡剂,生产指标下降幅度较大。为了提高生产指标并实现起泡剂国产化替代,进行了新型特效起泡剂BK208的工业应用试验,经过一段时间的工业试验对比,采用原起泡剂PL-1工业试验累计指标:铜精矿含Cu 23.93%、回收率84.67%;采用起泡剂BK208的累计指标:铜精矿含Cu 22.67%、回收率86.50%。采用起泡剂BK208可比采用原用起泡剂PL-1的铜回收率提高了1.83个百分点。预估每年可增经济收益超6 800万元。 相似文献
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凌石生 《有色金属(选矿部分)》2019,(6):107-110
某低品位铜锌混合精矿含锌41.86%、铜4.52%,一直以来都作为锌精矿折价出售,没有回收其中的铜,造成了资源浪费。采用BK302为捕收剂的抑锌浮铜方案,通过一次粗选、三次精选和三次扫选浮选工艺获得铜精矿和锌精矿,实验室闭路试验指标为:铜精矿含Cu 20.67%、Zn 6.12%,铜回收率85.25%;锌精矿含Zn 50.05%、Cu 0.82%,锌回收率97.27%,既回收了铜,又提高了锌精矿品位。 相似文献
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内蒙古某多金属矿尾矿含CaF216.67%、SiO2 32.84%、CaCO3 8.52%,属于典型的高硅高碳酸钙难处理萤石矿。本研究针对该尾矿,采用碳酸钠为活化剂、水玻璃为抑制剂、BK410为捕收剂,进行了萤石综合回收的试验研究。最后采用一次粗选、一次扫选和十次精选——中矿单独处理工艺流程,可以获得含CaF2 95.10%、回收率46.97%的高品位萤石精矿Ⅰ和含CaF2 85.35%,回收率10.12%的萤石精矿Ⅱ。 相似文献
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某锡铜矿石锡、铜含量分别为0.59%、0.18%,有害杂质砷含量为1.86%,属高砷低品位锡铜矿石,锡主要以锡石的形式存在,铜主要以硫化铜的形式存在。为高效回收矿石中的锡、铜,采用重—浮联合工艺进行了选矿试验研究。结果表明,矿石磨至粒度为-0.9 mm情况下,采用螺旋溜槽预富集高密度的锡石,对脱粗(+0.5 mm棒磨)后的预富集重选精矿进行摇床分级分选后,再采用反浮选工艺脱硫砷,可高效回收矿石中的主要有价矿物锡石;然后用浮选工艺从锡尾矿中回收铜,铜1次粗选精矿再磨至-0.043 mm占85%的情况下经3次精选获得铜精矿,1次精扫选、2次扫选精矿等各中矿均顺序返回,最终获得锡品位为53.97%、锡回收率为80.10%的锡精矿,以及铜品位为22.67%、铜回收率为54.07%的铜精矿。 相似文献
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内蒙古某多金属矿采用磁选铁—浮选锌—重选锡工艺流程回收其中的铁、锌和锡,其中锡的重选回收率仅30%,其尾矿含锡0.54%,将近50%的锡损失在尾矿中。为了回收该尾矿中的锡资源,进行了系统的试验研究,最后推荐脱泥—硫化矿浮选—锡浮选—浮选锡粗精矿重选联合工艺流程,其闭路试验指标为锡精矿含锡35.33%、回收率50.33%。 相似文献
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内蒙古某铜铅混合精矿中铜、铅含量分别为5.59%和49.66%,属微细粒铜铅混合精矿,铜主要以黄铜矿形式存在,铅主要以方铅矿形式存在。为有效分离内蒙古某微细粒铜铅混合精矿中的铜、铅矿物,进行了铜铅混合精矿无氰无铬分离工艺研究。结果表明:以活性炭+硫化钠作为脱药剂,以BK512(无机盐类组合抑制剂)作为方铅矿抑制剂,以Z-200作为黄铜矿捕收剂,可以实现铜铅混合精矿中黄铜矿和方铅矿的有效分离。采用"抑铅浮铜"分离工艺流程方案,闭路试验经过一次粗选、二次扫选、三次精选,最终获得铜品位22.62%、铜回收率80.04%的铜精矿,以及铅品位60.14%、铅回收率97.17%的铅精矿。 相似文献
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内蒙古某铜铅锌硫化矿石中铜、铅、锌含量分别为0.26%、0.72%、4.60%,硫、砷含量分别为13.14%、2.49%,属于高硫高砷难处理硫化矿石。为实现矿石中铜、铅、锌、硫的有效回收,避免传统高碱法带
来的一系列问题,开展了铜铅混浮、磁选脱硫、锌浮选条件试验研究。在此基础上,经“铜铅混浮(粗精矿再磨精选)—铜铅混合尾矿磁选脱硫—锌浮选”全流程闭路试验,最终可获得铜、铅、银品位分别为9.27%、
40.53%、4 397.76 g/t,铜、铅、银回收率分别为59.22%、88.93%、74.05%的铜铅混合精矿,及锌品位45.94%、锌回收率93.10%的锌精矿,选别指标良好,实现了铜、铅、锌及伴生银的有效回收,降低了精矿中有害
杂质砷的含量。 相似文献