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对云南某冶炼厂铜炉渣进行了选矿工艺流程和药剂制度的研究。对比了捕收剂种类、配比及用量的作用效果,最终确定XT-53与丁基铵黑药组合药剂作为捕收剂,配比为1∶3,综合用量为80 g/t。进行了磨矿细度试验,在粗选磨矿细度-74μm 90%、粗精矿再磨细度-45μm 85%、粗选尾矿再磨细度-45μm 80%的磨矿条件下,采用阶段磨矿—阶段选别的工艺流程,可获得铜品位为25.20%,回收率为87.82%,金、银品位为0.80 g/t、136.8 g/t,回收率达到67.12%、67.36%的铜精矿。 相似文献
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对安徽某铁硫铜多金属矿进行了矿石性质研究,铁硫铜嵌布关系复杂、嵌布粒度粗细不均。对原矿进行阶段磨矿,进行了磁选和浮选组合工艺试验,可获得铁品位66.08%、硫品位为0.148%、铁回收率为81.09%的铁精矿;硫品位为41.27%、硫回收率为75.08%的硫铜混合精矿。根据试验结果,推荐的试验流程为阶段磨矿—弱磁选—硫铜混浮—铁精矿脱硫选矿工艺流程。 相似文献
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对安徽某铁硫铜多金属矿进行了矿石性质研究,铁硫铜嵌布关系复杂、嵌布粒度粗细不均。对原矿进行阶段磨矿,进行了磁选和浮选组合工艺试验,可获得铁品位66.08%、硫品位为0.148%、铁回收率为81.09%的铁精矿;硫品位为41.27%、硫回收率为75.08%的硫铜混合精矿。根据试验结果,推荐的试验流程为阶段磨矿-弱磁选-硫铜混浮-铁精矿脱硫选矿工艺流程。 相似文献
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为有效回收某低品位铜矿石,在对其矿石性质研究的基础上进行了阶段磨矿-阶段浮选工艺试验,即对粗粒级浮选抛尾获得粗精矿,粗精矿再磨浮选获得铜精矿。试验经1粗4精2扫、粗精矿再磨浮选闭路试验获得了产率为7.59%,铜品位为18.60%,铜回收率为91.06%的满意铜精矿。 相似文献
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我国的铜矿资源丰而不富,铜矿资源仍是国内短缺的矿种。实现低品位铜矿资源的高效开发和利用对我国铜业经济的稳定发展具有重要的意义。某低品位铜金矿石铜品位0.501%,含金0.4 g/t,硫品位3.88%。铜矿物以硫化铜为主,占总铜的96%,铜矿物嵌布粒度较细,且与黄铁矿致密共生。通过详细的浮选条件试验(磨矿细度、捕收剂用量、铜硫分离CaO用量及磨矿细度)和工艺流程试验(扫选次数和精选次数),最终采用了"阶段磨矿-混合浮选-铜硫分离"的浮选工艺,粗选磨矿细度为-0.074 mm 58.13%,矿浆的p H值约为6,添加100 g/t的硫酸铜为活化剂,采用丁基黄药和丁胺黑药为组合捕收剂,用量为300 g/t(丁基黄药:丁胺黑药=2∶1),铜硫分离的磨矿细度为-0.045 mm 82.45%,石灰的添加量为2 kg/t,采用一次粗选、两次扫选和三次精选的工艺流程可实现铜、金和硫的有效回收。闭路试验结果表明:铜精矿品位为19%左右,含金约9.5 g/t;铜和金的选矿回收率分别为Cu 78.16%和Au 50.90%。试验所采用的浮选工艺流程简单,生产成本低。可为下一步铜选厂的建设提供技术参考和决策依据。 相似文献
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对云南某锡铜多金属矿进行了原矿性质分析,该矿石锡、铜品位低,硫、铁、砷等含量高,属于难选矿。采用阶段磨矿、阶段选别的浮选—重选联合工艺流程,可以获得铜品位14.59%,回收率79.33%的铜精矿;锡品位为5.759%,回收率为64.64%的粗锡精矿以及硫品位为30.23%,回收率为68.55%的硫精矿,实现了矿产资源的综合利用。 相似文献
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针对某铜冶炼渣选矿厂尾矿品位偏高的问题,进行了大量的工艺参数条件试验研究。试验结果表明,在一段磨矿细度-74 μm 64.8%、二段磨矿细度-45 μm 90.1%、快速浮选Z-200用量440 g/t、快速浮选2#油用量140 g/t、二段浮选Z-200用量140 g/t的条件下,浮选指标最优;同时,为了提高磨矿细度,改造了一段磨矿返砂槽、优化了磨矿介质控制参数。生产实践结果表明,炉渣含铜4.237%时,可获得铜精矿品位为20.696%,尾矿铜品位为0.286%的较好指标。 相似文献
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对某难选铜锌硫化矿进行了试验研究,通过分析原选矿流程存在的问题,根据矿石性质特点,研究确定了阶段磨矿-阶段选别的优先浮选流程,同时优化了药剂制度。实验室小型闭路试验和工业试验都获得了较好的选别指标,与改造前生产指标相比,铜精矿铜品位提高1.65%、锌品位降低4.15%,铜回收率提高5.01%;锌精矿锌品位提高3%、砷品位降低0.72%、锌回收率提高3.01%,从而解决了该选厂铜锌分离难的问题。 相似文献
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以赞比亚瑞娜铜矿作为选矿试验研究对象,通过浮选流程方案比较,最终确定采用铜钴优先工艺流程进行浮选试验,通过捕收剂种类用量、石灰用量、磨矿细度、浮选时间、开路和闭路多组试验,在磨矿细度为-74μm占55%,铜粗选、扫选总浮选时间为10 min,铜精选时添加石灰的用量为300+100 g/t参数条件下,浮选闭路试验获得了铜品位为25.02%、铜回收率为95.95%的铜精矿,钴品位为0.23%、钴回收率为41.07%的钴精矿,较好解决了瑞娜矿体结合相矿石中铜、钴的回收率难题,为多金属选矿提供了重要的技术支撑。 相似文献
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为开发利用某低品位难选铁矿石,并获得铁品位大于64%的铁精矿,实验室进行了阶段磨矿—弱磁选试验,在一段磨矿细度-0.076 mm 45%、二段磨矿细度-0.076 mm 75%、三段磨矿细度-0.076 mm 90%的条件下,可获得铁品位64.10%,回收率77.99%的铁精矿。 相似文献
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为了有效回收利用堆存的铜冶炼水淬炉渣,结合炉渣中含铜矿物特性,进行了阶段磨矿阶段浮选、中矿再磨精选试验,试验最终获得了铜品位为19.53%,铜回收率为29.98%铜精矿,为同类水淬铜炉渣有效回收提供了参考借鉴。 相似文献
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250A是中国矿业大学新研制的一种新型、价廉、易降解、低污染的选铜起泡剂,为了检验其高效性,以安徽铜陵某低品位原生铜矿石为试样进行了选铜试验。在磨矿细度为-0.074 mm占75%的情况下,以条件试验确定的药剂用量为粗选用量,参照现场工艺流程进行了2种起泡剂的浮选效果对比试验。结果表明:250A总用量为241 g/t的情况下,铜精矿铜品位和铜回收率分别为21.56%和87.32%;松醇油总用量为360 g/t的情况下,铜精矿铜品位和铜回收率分别为21.67%和87.19%。两相比较可知,250A比松醇油更高效,有助于选铜企业降本增效。 相似文献
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西藏某矽卡岩型低品位铜钼矿中主要有用矿物为黄铜矿、辉铜矿以及辉钼矿,原生硫化铜和次生硫化铜共占总铜的95.54%,辉钼矿占总钼的88.06%。分别采用铜钼混合浮选、等可浮和快速浮选三种试验流程进行浮选流程对比试验。结果表明,快速浮选流程效果较好。采用快速浮选经两段磨矿(一段磨矿细度-74μm占63%、二段磨矿细度-74μm占70%)、一次粗选、四次精选、三次扫选、中矿顺序返回的闭路流程处理该矿石,所用混浮粗选捕收剂Flomin-C7446+煤油用量为15+20 g/t,矿浆调整剂石灰用量为200 g/t,起泡剂松醇油用量为15 g/t,最终获得铜品位27.73%、钼品位1.47%,铜回收率93.26%、钼回收率84.66%的铜钼混合精矿。 相似文献
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陕西某难选钼矿石钼品位为0.099%,钼主要以辉钼矿形式存在。矿石辉钼矿嵌布粒度细,且与滑石等易浮层状硅酸盐矿物嵌布密切。为给该矿石开发利用提供依据,进行了三阶段磨矿-阶段浮选试验研究。结果表明:在一段磨矿细度为-0.074mm占70%、二段磨矿细度为-0.038 mm占84%、三段磨矿细度为-0.038 mm占95%条件下,以水玻璃+石灰+BK510为抑制剂、煤油+柴油为捕收剂、BK340为辅助捕收剂、2号油为起泡剂,进行浮选,获得了钼品位为47.56%、回收率为86.78%的钼精矿。试验结果可以为该矿石开发利用提供技术依据。 相似文献
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铜火法冶炼渣中铜品位为5.23%,具有良好的回收利用价值。原矿中铜矿物主要为冰铜和金属铜,脉石矿物主要为铁酸盐和铁橄榄石,还有大量的玻璃相。玻璃相的存在为选矿带来不利的影响。对该冶炼渣采用阶段磨矿—异步浮选工艺,在较粗的磨矿细度下优先回收可浮性较好的粗颗粒铜矿物,获得含铜45.36%、铜回收率81.65%的铜精矿,浮选尾矿再磨后回收细粒级的铜矿物,获得含铜13.65%、铜回收率13.74%的综合铜精矿,综合铜精矿含铜33.99%,含金3.42 g/t,含银79.17 g/t,铜回收率95.40%,金回收率85.94%,银回收率81.17%,该冶炼渣中的铜、金和银均得到较好的回收。 相似文献