响应曲面法优化某氧化铜矿硫化浮选

对云南某地难选氧化铜矿进行了SEM,XRD表征和铜物相分析,确立了硫化浮选的选矿工艺,进行了单因素实验,并通过响应曲面法优化浮选条件.结果表明,响应曲面法优化精矿铜品位和回收率模型p值均小于0.05.磨矿细度和磷酸乙二胺用量对铜精矿回收率有显著影响,磷酸乙二胺用量对铜精矿品位影响显著.响应曲面法优化的最佳浮选条件为磨矿细度小于0.074mm颗粒占86.07%、硫化钠用量2012.75 g/t、磷酸乙二胺用量132.19g/t,该条件下得到回收率79.007%、品位22.156%的铜精矿,浮选实验结果与响应曲面法优化结果基本一致.根据优化的浮选条件进行浮选闭路流程实验,所得铜精矿含铜21.93%,回收率为76.23%.     

云南某高硫铜金矿石选矿实验研究

为了提高云南某高硫铜金矿石中有益金属的综合回收利用率,对其进行了选矿实验研究.该矿石中铜品位为5.14%、硫品位为16.96%、金品位为0.3 g/t.针对其矿石特点,采用浮选混浮铜硫、磁选铜硫分离、重选富集含金铜精矿的浮选-磁选-重选联合工艺流程,最终得到3个精矿产品.闭路实验获得了较好的指标,铜精矿Ⅰ铜品位为28.64%,含金1.21 g/t;铜精矿Ⅱ铜品位为25.31%,含金0.64 g/t,铜总回收率为98.53%;硫精矿中硫品位为39.93%,回收率为46.08%;可计价金的回收率为30.43%.该工艺在不添加石灰的情况下实现了铜硫的高效分离.     

云南某含锡多金属硫化矿选矿实验研究

对云南某含锡多金属硫化矿进行了工艺矿物学和选矿实验研究. 结果表明,矿石中铅锌品位低,铅、锌矿物相互交代、包裹,嵌布粒度不均匀,采用优先浮铅、再选锌的原则流程,利用铅矿物与锌、硫矿物间可浮性差异较大的特点,采用石灰、亚硫酸钠和硫酸锌抑制锌、硫,以乙基黄药为铅捕收剂优先浮选铅矿物,选铅尾矿用硫酸铜作活化剂活化闪锌矿选锌;锡矿物与黄铁矿、磁黄铁矿等矿物共生关系复杂,且嵌布粒度较细,选锌尾矿经脱硫浮选后采用重磁联合流程回收锡矿物. 通过闭路实验,得到含铅40.92%、银1610.53 g/t、铅回收率81.25%、银回收率77.03%的铅精矿,锌精矿含锌43.23%、回收率为85.92%,硫精矿含硫42.57%,作业回收率为87.65%,锡精矿含锡42.38%,作业回收率为59.29%.     

金铋多金属矿选矿工艺最佳药剂的研究

实验以铋、金为主要回收对象,综合回收钼、钨、铜等矿物。综合考虑了实验所获的开路粗选指标和其后精选分离难易程度后,确定了优先浮钼、分步等可浮铜混浮铋金的选矿流程的最佳药剂制度。结果表明,钼回收率为93.89%,铜回收率为85.64%,铋回收率为77.58%,金回收率为74.04%。     

金川铜镍矿浮选中矿脱镁浸渣选矿试验研究

以金川铜镍矿浮选中矿为研究对象,采用化学多元素分析、XRD衍射分析、物相分析、粒度分析等工艺矿物学检测手段,对试样性质进行了研究.经过酸浸脱镁,浸渣中镍品位为2.06％,铜品位为2.05％.为高效回收其中的铜、镍,在工艺矿物学分析基础上,采用单因素试验法,进行了选矿试验研究.结果表明,在磨矿细度为-0.037 mm占80％的情况下,采用两次粗选的试验流程处理该试样,可获得镍精矿品位3.17％,镍精矿含铜2.83％,镍、铜回收率分别为95.46％、91.78％.试验确定的工艺流程较简单,有效的回收了试样中的有价金属铜、镍,是该试样中铜、镍的理想回收工艺.     

氨浸法回收铜冶炼污泥中的铜

以大冶有色金属公司铜冶炼污泥为原料,研究了氨浸法回收铜的工艺路线,并用加热的方法驱氨,使铜以氢氧化铜的形式析出,氧化铜的最大回收率达89.1％.     

贫锡硫化矿HF-20型高效浮选机应用生产实践

由广西华锡集团股份有限公司研发的贫锡硫化矿HF-20型高效浮选机在车河选矿厂获得成功应用,并取得了较理想的选矿指标。车河选矿厂微细粒铅锑锌回收系统浮选作业采用贫锡硫化矿HF-20型高效浮选机代替原来的2.8 m3机械搅拌式浮选机,浮选铅锌混合精矿铅品位提高了0.12%,铅回收率提高了5.17%,锌品位提高了0.80%,锌回收率提高了4.18%,同时单位容积能耗降低了51.3%,取得了较好的技术经济指标。     

广东某钨硫多金属矿选矿试验研究

本文对广东某钨硫多金属矿进行了选矿试验研究,确定了浮硫—浮钨—磁选回收铁的联合工艺流程,有效回收了钨、硫等矿物,最终获得了一级钨精矿品位72.33%,产率0.118%,次级钨精矿品位34.46%,产率0.115%,钨总回收率70.24%;硫精矿品位47.47%,回收率99.53%的选矿指标。     

反射炉炼铜渣回收铜技术探索

在铜熔炼反射炉渣中铜铁赋存状态分析基础上,采用常规选矿和火法贫化工艺对反射炉水淬渣进行回收铜技术探索.研究结果表明,水淬渣含1.06%铜和36.41%铁,铜、铁、硅矿物紧密共生,相互交织,铜矿物的结晶粒度多数低于5 μm,在Na2S用量800 g/t、混合捕收剂用量240 g/t、浮选时间6 min、磨矿细度95%为-0.074 mm矿浆浓度30%的浮选条件下,渣精矿品位4.54%,回收率达64.65%,常规选矿工艺难奏效.吹炼转炉渣返回贫化作业会导致反射炉渣含铜较高,添加一定量黄铁矿精矿,采用热渣排放方式能有效降低渣含铜.     

响应曲面法优化氧化铜渣浮选提铜工艺

江西某炼铜炉渣含铜量高,具有较高的经济价值。由于该铜渣中铜矿物以氧化矿为主,且硫化矿表面被氧化,直接浮选铜回收率低、经济效益差。通过添加活化剂,活化氧化铜矿物,并利用响应曲面中心复合设计原理对浮选工艺条件进行优化,研究氧化钙、硫化钠、Z-200对浮选效果的响应。结果表明,Z-200用量是影响精矿品位和回收率的主要因素,且各响应因素间存在交互效应,在CaO用量为25 g/t,Na₂S用量为500 g/t,Z-200用量为100 g/t的最优条件下,闭路试验获得精矿平均品位12%,精矿铜回收率为86.57%,采用该浮选优化工艺能获得较好的回收效果。     

浮选-浸出处理土耳其氧化铜矿工艺

采用浮选-浸出处理含铜2.09%的土耳其氧化铜矿,该矿有用矿物主要为孔雀石、蓝铜矿、硅孔雀石及少量硫化铜,铜矿物氧化率高,嵌布粒度较细,矿石易泥化. 通过浮选回收易浮的硫化铜和部分孔雀石和少量蓝铜矿,获得品位25.04%、回收率为57.25%的浮选铜精矿,浮选尾矿中的蓝铜矿和硅孔雀石采用硫酸浸出,含铜量由0.94%降至0.05%,浸出率达94.68%,实现了目的矿物的有效回收.     

某低品位铜镍矿选矿试验研究

某低品位硫化铜镍矿含镍0.63%、含铜0.62%,脉石矿物主要以橄榄石、蛇纹石、绿泥石、辉石等含镁矿物为主。根据矿石性质,对其进行了浮选试验研究,采用现场生产工艺流程,通过试验调整、优化工艺参数后得到了镍品位6.11%、回收率72.30%和铜品位7.06%,回收率78.61%的合格精矿,提高了资源利用率,为矿山可持续发展提供了合理的途径。     

某铜矿选矿实验研究

为了开发某铜矿资源,对其进行了可行性实验研究.根据矿石物相分析结果,采用硫化铜与氧化铜混合浮选工艺,并选用新型高效浮选药剂,可获得铜精品位20.29%,收率70.68%的铜精矿.     

某锡石多金属硫化矿的选矿工艺研究

采用"浮选-重选"联合工艺对锡石细粒嵌布、矿物组分复杂的锡石多金属硫化矿进行研究。分析了矿石的性质,考查了"优先浮选-重选"和"混合浮选-重选"两种工艺流程的技术经济指标。结果表明:优先浮选-重选工艺流程中,锡的综合回收率为40.43%,铜的回收率为65.87%;与混合浮选-重选工艺流程相比,优先浮选-重选工艺的锡综合回收率低2.49%,铜回收率高4.2%;优先浮选-重选工艺流程的处理每吨原矿的毛利润为58.46元,比混合浮选-重选工艺流程多收入13.93元。     

The application of superconducting magnetic separation in copper-moly separation

The influence of magnetic matrices, magnetic field intensity, secondary and three section superconducting magnetic separation on the separation was studied in this paper. The magnetic field and flow field characteristics of elliptic cross-section matrix were studied in the elliptic coordinate system. The motion equations of the magnetic particles were derived. The tests results show that molybdenum concentrate with Mo grade of 7.4% and recovery of 43.6%, copper concentrate with Cu grade of 33.0% and recovery of 93.5% could be obtained, which verified the feasibility of separating copper-molybdenum by superconducting magnetic separation.     

MLA在广东斑岩型锡石矿嵌布特征及赋存状态研究中的应用

利用矿物自动分析系统(MLA)和X射线荧光光谱仪、原子吸收分光光度计等对广东某斑岩型锡矿小于2 mm的原矿进行工艺矿物学研究，考察矿物组成、嵌布粒度、连生及包裹关系。结果表明，锡石主要呈细粒浸染状嵌布于脉石矿物中，嵌布粒度细微，最大粒度约为0.250 mm，最小为0.001 mm，主要集中在0.020?0.090 mm之间，单体解离度仅为9.98%，连生体主要与石英、黄玉连生。约93%的锡石(硬度6.5)被石英(硬度7)、黄玉(硬度8)包裹或与之连生，属难磨难选矿石，原矿伴有少量钼、铋、钨、铜等有价元素。选矿原则流程可确定为优先浮选回收硫化矿(钼、铋、铜、钨)，窄级颗粒分别(或依次)重选回收锡石。     

云南某萤石与重晶石共生矿选矿工艺

针对萤石重晶石共生矿可浮性相近、浮选分离困难的选矿难题,对云南某萤石重晶石共生矿进行了选矿工艺研究. 结果表明,原矿含重晶石44.38%,萤石20.21%,脉石矿物主要为石英. 经多个实验流程对比后,最终采用萤石和重晶石混合浮选流程,以皂化油酸钠为捕收剂. 采用抑重浮萤的流程,以硫酸铝为重晶石抑制剂,保证萤石可浮性. 经闭路分选流程得到品位96.13%、回收率88.74%的萤石精矿和品位87.65%、回收率97.78%的重晶石精矿.     

江苏某榴辉岩型金红石矿综合利用研究

针对江苏某榴辉岩型金红石矿性质和特点,采用了“磁选—重选—磁选”联合工艺流程,在获得金红石精矿含TiO2品位为90.09％,金红石回收率为63.07％的基础上,还可获得纯度为90％的石榴石与纯度为86.59％的绿辉石精矿,回收率均大于76％.试验结果为该矿的开发利用提供了合理的工艺参数和工艺指标.