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某高铁铜硫多金属矿铁品位45.80%、铜品位0.48%、硫品位2.3%、金品位0.24g/t,有用矿物相互嵌布影响分选效果。采用"铜硫混合浮选—浮选尾矿磁选回收铁—铜硫分离"的联合工艺流程处理该矿石,并采用Mos-2+MA-1组合捕收剂捕收、铜硫粗精矿再磨及强化扫选等手段,可获得铜品位20.14%、金品位8.73g/t、铜回收率88.53%、金回收率76.75%的铜精矿;硫品位41.56%、硫回收率77.70%的硫精矿;铁品位67.83%、铁回收率90.24%的铁精矿,实现了矿石中铁、铜、硫、金的高效回收。 相似文献
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铜录山低品位高含泥氧化铜矿直接浮选工艺试验 总被引:5,自引:0,他引:5
铜录山矿已有多年的开采历史,低品位高含泥氧化铜矿石的难选问题一直未得到解决,致使大量同等矿石堆存或废弃。本研究采用直接浮选工艺流程,硫化钠、改性黄药(KD4)与螯合捕收剂W-7联用,从含0.96%Cu(铜氧化率98%,结合铜占有率28%)和0.75g/tAu的原矿,选出优质铜精矿,其品位为30.30%Cu和23.30g/tAu,铜回收率66.09%,金回收率66.22%。铜尾矿综合回收铁,铁精矿品位62.62%Fe,铁回收率68.94%。较好地解决了低品位高含泥氧化铜矿石综合回收的难题 相似文献
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王立刚 《有色金属(选矿部分)》2008,(5)
针对石槽铜铁矿矿石进行了原矿直接磁选、原矿先浮选一浮选尾矿磁选流程试验研究.通过试验,最终确定采用先浮后磁选矿工艺,先浮选回收铜,然后对浮选尾矿进行磁选选别铁,铜、铁粗精矿分别再磨精选的工艺流程.小璎闭路试验获得了铜品位21.05%、铜回收率76.04%、含金1.78g/t、金回收率41.83%、银278g/t、银回收率39.62%的铜精矿和铁品位63.17%、铁回收率75.58%的铁精矿,有价元素得到综合回收. 相似文献
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云南河口铜矿石含Cu 0.59%、S 4.57%、Fe 26.98%,属伴生硫铁的低品位硫化铜矿石,铜、硫、铁在矿石中分别主要以黄铜矿、黄铁矿、磁铁矿形式存在,但有少部分黄铜矿与黄铁矿形成固熔体。采用铜硫混合浮选-铜硫分离浮选-浮选尾矿弱磁选工艺对该矿石进行综合回收铜、硫、铁的选矿试验,得到了铜品位为18.03%、铜回收率为93.07%的铜精矿,硫品位为52.02%、硫回收率为56.34%的硫精矿和铁品位为61.90%、铁回收率为27.38%的铁精矿,从而为该矿石的合理开发利用提供了技术依据。 相似文献
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赤城县石槽铜铁矿选矿试验研究 总被引:3,自引:1,他引:2
王立刚 《有色金属(选矿部分)》2008,(5)
针对石槽钢铁矿矿石进行了原矿直接磁选、原矿先浮选—浮选尾矿磁选流程试验研究。通过试验,最终确定采用先浮后磁选矿工艺.先浮选回收铜,然后对浮选尾矿进行磁选选别铁,铜、铁粗精矿分别再磨精选的工艺流程。小型闭路试验获得了铜品位21.05%、铜回收率76.04%、含金1.78g/t、金回收率41.83%、银278g/t、银回收率39.62%的铜精矿和铁品位63.17%、铁回收率75.58%的铁精矿.有价元素得到综合回收。 相似文献
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针对某铜矿选矿厂目前选矿工艺流程存在的伴生有价金属金、钴未得到有效回收利用的问题,通过增加重选回收金、浮选回收硫钴流程对原“抑硫浮铜-铜尾矿磁选回收铁”进行优化改造。改造后,新工艺流程在铜、铁回收指标变化幅度较小的前提下,获得金品位486.00 g/t,金回收率38.88%的毛金砂,硫品位32.45%、钴品位0.43%,硫、钴回收率分别是19.20%、24.51%的硫钴精矿。生产应用后,新增合质金34.817 kg/a,硫钴精矿1 128.6 t/a,实现了矿石中伴生有价元素金、钴的有效回收,经济效益显著,可为其他类似选矿厂综合回收有价金属提供借鉴。 相似文献
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某多金属矿矿石为低品位含金难处理铜矿石,在生产的过程中,伴生金的回收效果不佳。发挥药剂的协同作用,采用丁基铵黑药和Z-200的组合用药,强化含金硫化铜矿的浮选。采用尼尔森重选—浮选联合选别工艺,能获得金品位高达1 243.5 g/t的重选金精矿,金的综合回收率73.79%,较单一浮选工艺,在选铜指标相近的情况下,金的回收率提高了7.11%。尼尔森重选预先回收了大部分颗粒金,减少了金在浮选作业中的损失,达到了早收多收的目的。 相似文献
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陕西某铜金铁多金属矿矿石成分主要为黄铁矿、磁铁矿和黄铜矿,金主要赋存在硫化矿中。为综合利用该矿石,采用原矿经磨矿—抑硫浮铜—选硫—选铁,并将金富集在黄铜矿中的优先浮选工艺流程进行选矿试验研究。结果表明,采用该流程可较好实现该多金属矿的综合回收,选矿指标良好,其中铜精矿指标为铜品位20. 29%、铜回收率95. 62%、金品位36. 71 g/t,金回收率81. 90%;硫精矿指标为硫品位42. 67%,硫回收率56. 63%;铁精矿指标为全铁品位62. 51%,全铁回收率15. 10%。 相似文献
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某难选铜矿石原矿含铜1.38%,含硫11.84%,含金0.16 g/t,原矿主要以硫化铜矿为主,原生硫化铜矿占比32.56%,次生硫化铜矿占比64.83%;铜矿物嵌布粒度粗细不均,部分铜矿物与黄铁矿紧密共生,铜硫分离困难。针对该铜矿石,采用铜快速浮选—快速浮选尾矿铜硫混浮—混浮粗精矿再磨的工艺流程回收铜金银。经过闭路试验,最终获得含铜21.52%、金1.86 g/t、银163.42 g/t,铜回收率63.95%、金回收率47.11%、银回收率51.68%的铜精矿1和含铜19.67%、金1.43 g/t、银139.76 g/t,铜回收率28.08%、金回收率17.40%、银回收率21.23%的铜精矿2,铜综合回收率为92.03%,伴生金综合回收率75.19%,银综合回收率72.92%,实现了该难选铜矿石铜、金、银的高效回收。 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