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共有20条相似文献,以下是第1-20项 搜索用时 796 毫秒

1.  安徽某钼矿选矿试验  
   夏亮  杜淑华《矿业快报》,2014年第2期
   对安徽某特大斑岩型钼矿进行选矿试验研究,通过钼浮选条件试验确定了最佳工艺条件。在磨矿细度为-0.074 mm 80%、水玻璃用量为200 g/t、选钼捕收剂柴油用量为80 g/t、松醇油用量为39 g/t,石灰用量为200 g/t的条件下,采用1次粗选、2次扫选,钼粗精矿经2段再磨4次精选,选铜尾矿经1粗1扫1精进行闭路试验,最终获得了钼精矿品位为49.80%、回收率为89.77%,硫品位为45.40%、硫回收率为71.91%的硫精矿的良好指标,为该矿的矿床经济评价与开发利用提供了参考依据。    

2.  某含石墨低品位斑岩型铜钼矿石选矿试验  
   赖伟强《金属矿山》,2017年第46卷第5期
   某含铜0.37%、含钼0.0096%,硫化铜占总铜的89.19%、硫化钼占总钼的85.42%的低品位斑岩型铜钼矿石,其可供综合回收或伴生回收的元素有金、铼等贵金属和铁,矿石中含有的少量片状石墨将影响钼矿物的浮选效果。为确定该矿石的选矿工艺,进行了选矿试验。结果表明,矿石经1粗3精铜钼等可浮、1粗4精1扫铜钼分离、1粗3精2扫强化浮铜、1粗1精1扫弱磁选选铁、中矿顺序返回流程处理,可获得钼品位36.33%、含铜1.69%、钼回收率68.12%的钼精矿,铜品位19.24%、含金2.42 g/t、含钼0.095%、铜回收率84.94%的铜精矿,铁品位66.19%、铁回收率50.87%的铁精矿。浮选钼精矿经重选脱碳,获得了钼品位49.03%、钼综合回收率为58.35%、含铼618.46 g/t、铼综合回收率为27.22%的钼精矿。    

3.  西藏某选矿厂铜钼混合精矿分离浮选试验  
   逄军武《现代矿业》,2019年第2期
   西藏某大型铜钼矿石铜品位0.81%,钼品位0.017%,铜、钼分别主要以黄铜矿、辉钼矿的形式存在。选矿厂采用铜钼混合浮选—分离浮选原则流程进行生产,钼精矿品位和回收率较差,铜含量偏高。为获得合格的钼精矿产品,进行铜、钼分离浮选试验。结果表明,以铜品位20.17%、钼品位0.67%的铜钼混合精矿为给矿,在水玻璃用量1 000 g/t、硫化钠用量10 000 g/t、煤油用量80 g/t的条件下,1粗3精—精选3精矿再磨(-0.074 mm 90%)—2次精选闭路试验可获得钼品位46.52%、回收率82.47%、含铜1.21%的合格钼精矿和铜品位20.38%、回收率99.91%的合格铜精矿,金、银主要富集在铜精矿中,品位分别为12.29,562.50 g/t。相比生产指标,钼精矿品位提高10.37个百分点,回收率提高13.94个百分点,铜含量降低2.13个百分点,实现了混合精矿铜、钼的有效分离。试验结果可供选矿厂工艺流程升级改造提供技术依据。    

4.  云南东川某氧化铜矿浮选试验研究  
   彭英健  吕超  姚有利《矿业研究与开发》,2019年第3期
   采用硫化-黄药浮选法对云南东川某铜品位为2.15%的较高品位氧化铜矿进行了选矿试验研究,结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占80%,硅酸钠用量1000g/t,硫化钠用量为2000g/t,异戊基黄药400g/t,2#油80g/t的粗选条件下,扫选药剂用量减半,经一粗两扫三精,中矿循序返回的闭路浮选流程,获得了铜精矿品位为20.55%,回收率为82.62%的指标,实现了该氧化铜矿的高效选别。    

5.  东川某铜锌多金属矿石浮选试验  
   曹杨  刘三军  岳琦  姚文明《金属矿山》,2017年第1期
   东川某铜锌多金属矿石含铜1.12%、锌1.23%,锌主要以闪锌矿的形式存在,铜主要以氧化铜的形式存在,氧化率较高.为确定该矿石的选矿工艺流程,对其进行了浮选试验.结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占60%的情况下,以异丁基黄药为捕收剂,经1粗1扫2精流程选锌,选锌尾矿再磨至-0.074 mm占94%的情况下,以硫化钠+硫酸铵为活化剂,异丁基黄药为捕收剂,经1粗1扫3精流程选铜,可获得锌品位为40.02%、锌回收率为80.37%的锌精矿,以及铜品位分别为35.21%、铜回收率为81.42%的铜精矿.    

6.  高效捕收剂ZA在铜硫分离浮选中的应用  被引次数:2
   邹坚坚  胡真  李汉文《金属矿山》,2015年第44卷第6期
   西南某多金属硫化矿主要有价元素为铜、锡、硫,铜品位为1.05%、锡品位为0.28%、硫品位为7.19%,伴生银品位为13.20 g/t。铜主要以硫化铜形式存在,占有率为93.60%。现场采用铜硫混合浮选-铜硫分离浮选、浮选尾矿摇床重选选锡的浮重联合流程综合回收矿石中的铜硫银锡(银进入铜精矿),存在石灰用量偏大,碱度高,铜和银回收率偏低的问题。为探索低碱度浮选回收铜银的可能性,以复配药剂ZA为铜矿物捕收剂进行了试验研究。结果表明:将磨矿细度为-0.074 mm占75%条件下以硫酸铜为活化剂、丁基黄药为捕收剂,经1粗2精2扫铜硫混合浮选获得的铜硫混合精矿,以石灰为抑制剂在再磨细度为-0.043 mm占85%、pH=10.5的低碱条件下经1粗3精2扫铜硫分离,最终获得了铜品位为25.16%、银品位为212.2 g/t,铜、银回收率分别为91.75%、61.18%的铜精矿及硫品位35.32%、硫回收率79.08%的硫精矿,有效地实现了矿石中铜银硫的分离富集回收,尤其是强化了游离银的选矿富集。试验结果对伴生贵金属硫化矿中贵金属的综合回收具有借鉴意义。    

7.  内蒙古某低品位斑岩型铜钼矿石浮选试验  
   甄春红  孙春宝  李绍英  刘行刚  李彩琴  王培龙《金属矿山》,2013年第42卷第11期
   内蒙古某低品位斑岩型铜钼矿石矿物成分复杂,目的矿物相互嵌生,且粒度粗细不均。为开发利用该资源,采用阶段磨矿、阶段混合浮选原则流程进行了选矿试验。结果表明,采用一段磨矿—1粗3扫混合浮选—混合粗精矿再磨—1粗3精3扫流程处理该矿石,最终获得了铜、钼、金品位分别为2020%、0797%、2030 g/t,铜、钼、金回收率分别为为8842%、8039%、7475%的铜钼混合精矿。    

8.  湖南某钼铋多金属矿选矿试验研究  
   张明伟《现代矿业》,2019年第8期
   湖南某多金属矿含钼0.07%,含铋0.17%。矿石中钼主要以硫化钼形式存在,铋主要以硫化铋形式存在,其次为自然铋,硫化钼占总钼的95.04%,硫化铋占总铋的68.42%,自然铋占总铋的21.64%。为确定矿石钼铋合理回收工艺,进行了选矿试验。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占90%条件下,以水玻璃为抑制剂、BK205为捕收剂经1粗3精2扫钼铋等可浮选,钼铋混合精矿以硫化钠为抑制剂、水玻璃为分散剂、煤油为捕收剂经1粗4精2扫钼铋分离浮选,选钼粗精矿以硫酸为pH调整剂、水玻璃为分散剂、SN-9为捕收剂经1粗2精2扫脱硅浮选,获得了钼精矿钼品位48.22%、回收率81.07%,脱硅铋精矿铋品位52.12%、铋回收率58.37%,铋中矿铋品位2.62%、回收率3.23%的良好浮选指标。    

9.  青海某含铜多金属硫化矿石选矿试验  
   刘文  范广勤《金属矿山》,2018年第9期
   青海某含铜多金属硫化矿石铜、铅、锌、金、银含量分别为1.82%、1.87%、1.78%、0.44 g/t和55.00 g/t,属于典型的含金银高铜低铅锌多金属硫化矿石。为确定该矿石的高效开发利用工艺,进行了选矿试验研究。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占85%、铜铅混合精选1尾矿与扫选精矿合并再磨细度为-0.037 mm占80%的情况下,采用1粗2精1扫铜铅混合浮选、中矿再磨后1粗1精1扫铜铅混浮、铜铅混浮精矿1粗2精1扫抑铅浮铜铜铅分离、铜扫选尾矿1粗1精1扫选铅、1粗3精1扫抑硫浮锌、其余中矿顺序返回流程处理矿石,最终获得铜品位为26.44%、含铅3.93%、含锌3.88%、铜回收率为91.46%的铜精矿,铅品位为58.17%、含铜0.60%、含锌5.82%、铅回收率为62.16%的铅精矿,以及锌品位为50.48%、含铜1.95%、含铅2.63%、锌回收率为70.46%的锌精矿,矿石中的金、银高效富集在铜精矿和铅精矿中。    

10.  新型铜钼分离抑制剂MX在某辉钼矿浮选中的试验研究  
   王秋焕  郑灿辉  郭红深  李海歌《现代矿业》,2019年第9期
   为了响应国家环保政策,选矿过程中不用、甚至少用氰化物,针对洛钼集团三道庄矿石在铜钼分离过程中使用氰化物作为抑制剂的问题,进行了新型铜钼分离抑制剂MX代替氰化物的试验研究。经过4次精选、2次精扫选、精1再磨的闭路工艺流程,在新型抑制剂MX用量为35 g/t的情况下,获得了品位为47.89%,回收率为84.23%的钼精矿,其中钼精矿中含铜0.09%,铜回收率仅为1.86%,浮选分离指标较好。试验最终实现了在铜钼分离过程中新型铜钼分离抑制剂MX代替氰化物的目标,减少了选矿药剂对环境的危害。    

11.  西藏某含金浸染状次生硫化铜矿石浮选回收铜金试验  
   彭建  张建刚《金属矿山》,2019年第48卷第1期
   西藏某浸染状次生硫化铜矿石铜品位为1.86%,原生硫化铜占总铜的15.05%,次生硫化铜占总铜的76.88%,主要铜矿物为斑铜矿、黄铜矿,其他金属矿物有黄铁矿、磁黄铁矿等;脉石矿物以石榴石、辉石、石英等为主。为了确定该矿石中铜、金的适宜回收工艺,进行了选矿试验。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占70%的情况下进行1粗2精快速浮选,1粗2扫常规浮选,快速精选1尾矿与常规粗选精矿合并再磨至-0.038 mm占80%的情况下进行1粗2精2扫铜硫分离,获得的快速浮选精矿铜品位为27.05%、金品位为8.28 g/t,铜、金回收率分别为60.79%、50.90%;常规浮选铜精矿铜品位为17.06%、金品位为5.02 g/t,铜、金回收率分别为29.81%、23.99%。快速浮选+常规浮选、快速精选1尾矿与常规浮选粗精矿再磨再选工艺流程既能避免铜矿物的过磨,保证铜的回收率,又可得到较高品位的铜精矿,获得较好的铜、金回收指标。    

12.  某复杂铜铅锌多金属矿选矿试验  被引次数:1
   黄建芬《金属矿山》,2012年第41卷第11期
   针对某复杂铜铅锌多金属矿的性质特点,采用弱磁选脱硫-铜铅混浮-混合精矿铜铅分离-混浮尾矿选锌的原则流程对该矿石进行选矿试验研究。在矿石磨矿细度为-0.074 mm占90%的情况下,采用1次弱磁选选硫、1粗2精2扫铜铅混浮、1粗2精1扫铜铅分离、1粗3精2扫选锌、中矿顺序返回流程处理该矿石,最终获得了铜品位为24.79%、铜回收率为55.78%的铜精矿,铅品位为51.34%、铅回收率为83.55%的铅精矿,锌品位为45.63%、锌回收率为62.71%的锌精矿,硫品位为35.12%、硫回收率为80.08%的硫精矿。铜精矿含银229.53 g/t,铅精矿含银196.20 g/t,铜、铅精矿中银的总回收率为50.29%。    

13.  河南某稀土选矿工艺试验研究  
   王誉树《矿业研究与开发》,2019年第3期
   在对河南某稀土矿产的选矿试验研究中,经多项选矿工艺流程试验,如单一重选试验、单一磁选试验、单一浮选试验、"磁选-磁精重选"试验、"磁选-磁精浮选"试验,及浮选药剂筛选试验等,最终确定"磁选-磁精浮选"工艺为最佳选矿工艺流程,浮选捕收剂选用CK-6。确定选矿工艺参数为:磨矿细度小于0.075mm占70%,磁选磁场强度为1.2T、浮选氢氧化钠用量500g/t,水玻璃用量500g/t,氟硅酸钠用量500g/t,CK-6用量750g/t。在上述工艺条件下,经三段磁选和"一粗三精三扫"浮选闭路试验,获得了REO品位53.87%、REO回收率76.49%的精矿产品。    

14.  云南某铜铅锌多金属矿石选矿试验研究  被引次数:1
   毛益林  陈晓青  杨进忠  王秀芬《金属矿山》,2016年第45卷第2期
   云南某铜铅锌多金属矿石铜、铅、锌含量分别为1.08%、1.51%、2.36%。为开发利用该矿石,对其进行了选矿试验研究。结果表明:原矿磨细至-0.075 mm占72.50%,以硫酸锌+EMT-12为抑制剂、EMS-602为捕收剂经1粗3精1扫优先选铜,选铜尾矿以石灰为调整剂、硫酸锌+EMT-12为抑制剂、EMS-001为捕收剂经1粗3精1扫选铅,选铅尾矿以硫酸铜为活化剂、丁基黄药+乙基黄药为捕收剂经1粗3精1扫选锌、选锌尾矿以EMH104+硫酸铜为活化剂、丁基黄药为捕收剂经1粗1扫选硫,可以得到铜品位为20.33%、回收率为86.29%的铜精矿,铅品位为55.68%、回收率为84.35%的铅精矿,锌品位为46.83%、回收率为86.97%的锌精矿,硫品位为38.96%、回收率为71.92%的硫精矿,达到了对铜、铅、锌、硫综合回收的目的。    

15.  浮选柱在铜钼混合精矿铜钼分离中的应用研究  
   黄子令《有色金属(选矿部分)》,2019年第3期
   黑龙江多宝山铜矿选矿厂生产的铜钼混合精矿中含铜18.95%、含钼0.42%,为实现铜钼混合精矿中铜钼高效分离,利用浮选柱进行了铜钼分离试验研究。结果表明,采用铜钼混合精矿磨矿后一次粗选、一次扫选、钼粗精矿再磨后四次精选的铜钼分离流程,用浮选柱浮选可获得含钼45.68%、钼回收率82.66%的钼精矿和含铜18.47%、铜回收率99.92%的铜精矿。相比浮选机浮选,浮选柱浮选有效提高了钼精矿质量及钼回收率,增加了工艺流程的稳定性,同时还缩短了钼精选次数,减少了选矿药剂用量及选矿能耗。    

16.  云南某铜矿石浮选试验  
   余力  刘全军  宋建文  高扬  冉金城《金属矿山》,2015年第44卷第12期
   云南某铜矿石铜品位为2.54%、银品位为76.24 g/t,有害元素砷含量低。矿石中以游离氧化铜形式存在的铜占总铜的42.31%;以结合氧化铜形式存在的铜占总铜的10.84%,这部分铜较难回收;以原生硫化铜形式存在的铜占总铜的38.58%,这部分铜较易回收。为开发利用该矿石,对其进行了选矿试验研究。结果表明:在磨矿细度为-0.074 mm占78.91%条件下,以碳酸钠为调整剂、水玻璃为脉石抑制剂、丁基黄药为捕收剂、2号油为起泡剂经1粗3精流程进行硫化铜浮选,硫化铜浮选尾矿以D2为活化剂、硫化钠+硫酸铵为调整剂、丁铵黑药+异戊基黄药为捕收剂、2号油为起泡剂经1粗3精2扫氧化铜浮选,获得了铜品位为21.16%、铜回收率为78.70%、银品位为568.35 g/t、银回收率70.38%的铜精矿,可以为该矿石资源的开发利用提供技术依据。矿石中含有10.84%的结合氧化铜是造成精矿铜回收率较低的原因。    

17.  西藏玉龙铜矿铜钼混合浮选-强化金银回收工艺技术研究  
   唐顺昌  王立刚《中国矿业》,2014年第23卷第14期
   西藏玉龙铜矿I号矿体硫化矿含次生铜较高、含有较多的云母及粘土类矿物,矿石性质复杂;同时,原矿含金、银品位较低,难以使贵金属在精矿中富集。通过使用高效选择性捕收剂BK402,强化金、银的捕收,取得了较好的选矿指标。在小型试验的基础上,进行了选矿扩大连续试验,采用铜钼混合浮选-强化金银回收工艺流程,经一粗两扫两精作业,扩大试验获得平均班指标为:铜钼混合精矿铜品位29.84%,铜回收率89.38%;钼品位0.51%,钼回收率78.86%;铜钼混合精矿中含Au 1.26g/t,含Ag 58.87g/t,Au的回收率为29.30%,Ag的回收率为56.93%。    

18.  云南羊拉某低品位细粒级难选铜矿选矿试验研究  被引次数:1
   焦科诚《有色矿冶》,2013年第1期
   云南羊拉某硫化铜矿原矿含铜0.80%,原矿中黄铜矿平均粒度为33.91μm,属低品位细粒级难选铜矿。本文对云南羊拉某低品位细粒级难选铜矿采用粗选添加新型高效捕收剂Hnys-5,一次粗选、三次扫选作业获得铜粗精矿;粗精矿再磨作业中添加适合低碱浮选环境的高效无毒、清洁生产的特效抑制剂YC,粗精矿再磨后采用新型高效混合捕收剂Hnys-6,一次粗选、三次扫选、二次精选、精矿经过弱磁选的选矿工艺研究,小型闭路试验获得铜精矿中铜品位18.49%,回收率84.15%的选矿指标。    

19.  某铜铅锌多金属硫化矿浮选试验研究  
   冉银华  肖东升  杜建明  敖江  李强  洪霞《现代矿业》,2019年第4期
   云南某铜铅锌多金属硫化矿铜品位0.45%、铅品位3.18%、锌品位4.21%,含银30.10 g/t,有用矿物以黄铜矿、闪锌矿、方铅矿等为主。黄铜矿与闪锌矿相互交代连生或混染包裹,铜、锌矿物粒度粗细不均。85.11%的铜以原生硫化铜的形式存在,铅、锌也均主要赋存于硫化矿中。浮选试验结果表明,在磨矿细度-0.074 mm 80%的条件下,以CaO+Na_2S+Na_2SO_3+ZnSO_4作调整剂、异丙基黄药作捕收剂、730A作起泡剂,1粗3精2扫铜铅混合闭路浮选可获得产率6.50%,铜品位5.20%、铅品位43.64%,铜回收率75.11%、铅回收率93.00%的铜铅混合精矿;铜铅混合尾矿以CuSO_4作活化剂、丁基黄药作捕收剂经1粗2精2扫闭路流程选锌可获得产率7.60%、品位46.94%、回收率85.76%的锌精矿;铜铅混合精矿经1粗1精分离浮选可获得品位42.23%、回收率86.38%的铅精矿和品位27.65%、回收率61.88%的铜精矿;铜、铅、锌精矿指标均达到相应的产品质量标准,并综合回收了银。试验结果可为该矿石的开发利用提供技术参考。    

20.  云南某铜铅硫化矿石选矿试验  
   张一超  刘全军  袁华玮  张辉《金属矿山》,2016年第45卷第7期
   云南某低品位铜铅硫化矿石铜、铅品位分别为0.54%和2.12%。为确定铜、铅选矿工艺,采用铜铅混浮再分离的原则流程进行了选矿试验。结果表明:在磨矿细度为-0.074 mm占75.40%的情况下,采用1粗1扫2精铜铅混合浮选、1粗2扫3精铜铅分离流程处理矿石,可获得铜品位为25.32%、含铅7.96%、铜回收率为82.06%的铜精矿,铅品位为58.36%、含铜0.73%、铅回收率为85.61%的铅精矿。    

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