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某难选铜矿浮选新工艺试验研究 总被引:2,自引:0,他引:2
在研究矿石性质的基础上,通过大量、详细的试验,确定了与该矿相适宜的选别工艺流程。采用粗磨—选择性浮选—中矿再磨再选工艺流程获得了良好的技术经济指标,铜精矿品位达21.69%,回收率82.82%。为该类铜矿资源的合理开发利用提供了较好的工艺技术。 相似文献
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通过小型试验,将原有优选浮选流程改为混合浮选,在同等条件下,铜回收率提高10%左右,金回收率提高8%左右,铜精矿品位提高5%左右,取得了可观的社会效益和经济效益。 相似文献
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铜矿峪选厂缩短浮选时间提高生产能力的实践 总被引:1,自引:0,他引:1
介绍铜矿峪选厂根据原矿性质的变化,缩短浮选时间提高生产能力所取得的效果。原矿品位由0.588%下降到0.5%以下,氧化率由10.12%下降到7.23%,浮选时间做相应调整:粗选由6.10min,缩短至4.94min;扫选时间由32.18min缩短至22.31min;粗选时间由58.58min缩短至47.44min。调整前后精矿品位和回收率变化不大,分别为23.345%,89.65%和23.457%,89.57%。而系统生产能力却由29.5t/h提高到40.30t/h,节省电耗1.67kWh/t;还降低了备品配件费用。 相似文献
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四川某碳质铜矿精矿产品品位长期低下,无法形成合格铜精矿。针对碳质脉石对浮选的不良影响,试验采用XY202作为碳质脉石抑制剂,闭路可获得含铜18.91%,回收率70.06%的铜精矿。 相似文献
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针对安徽某铜选厂生产中出现选铜指标下降的问题,对选厂原半优先浮铜-铜硫混浮-铜硫分离流程采取提高半优先浮选pH值、改变铜硫混精再磨方式的优化措施,有效地提高了铜选别指标,使得铜回收率提高了1.56个百分点,同时硫回收率提高了2.29个百分点。 相似文献
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加强磨矿浮选工艺操作提高浮选指标 总被引:2,自引:1,他引:1
通过铜矿峪选厂采用不同磨矿浮选工艺操作条件,处理不同矿石,提高浮选指标的生产实践,阐述了合适的磨矿浮选工艺操作条件对提高浮选指标的作用。 相似文献
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为减少泥质矿物对孔雀石浮选的影响,采用预先脱泥浮选工艺,对某高氧化率、含泥量大的难处理氧化铜矿石进行试验研究,对于预先脱泥浮选工艺,细泥脱除率为9.42%的情况下,能获得综合铜精矿品位为27.16%,脱除的细泥作为产品转入湿法浸出作业,铜的浸出率能达到94.30%,折算成全流程的铜的回收率为12.02%,所以全流程的铜综合回收率为85.46%,与原矿直接浮选工艺对比,浮选综合铜精矿品位提高了3.88%,铜综合回收率提高了6.32%,充分说明了预先脱泥浮选-矿泥浸出的选冶联合工艺的效果。而且原矿经过旋流器预先脱泥处理后,在保证铜精矿回收率的同时,包括氟硅酸钠、硫化钠和捕收剂在用量上都有较大的降低空间,充分说明了预先脱泥浮选工艺的效果。 相似文献
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陈经华 《有色金属(选矿部分)》2017,(1):26-29
在系统分析含碳铜钴矿石选矿工艺和技术难点的基础上,采用矿浆调整剂BK-530作碳质物的抑制剂、丁基黄药作捕收剂,对刚果(金)的KM铜钴矿石和LS铜钴矿石进行选矿试验研究,确定了抑碳铜钴浮选工艺流程,获得较好的选矿试验结果。KM铜钴矿石的闭路试验结果为铜钴混合精矿含铜22.47%、含钴2.08%,铜、钴的回收率分别为94.21%和90.52%。LS铜钴矿石的闭路试验结果为铜钴混合精矿含铜27.41%、含钴7.69%,铜、钴的回收率分别为86.33%和91.67%。 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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某铜矿含铜1.09%、含硫1.63%,伴生金、银品位分别为0.14g/t和10.87g/t,在分析矿石工艺矿物学特性的基础上,进行了铜捕收剂考查和工艺流程结构的试验研究,结果表明,采用选择性铜捕收剂BK916结合快速浮选工艺流程,可获得铜品位24.03%、铜回收率93.68%的铜精矿,其金、银回收率分别为45.33%和68.31%,相比常规浮选流程,选矿指标明显提高。 相似文献
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分步优先浮选法处理低品位硫化铜矿 总被引:3,自引:0,他引:3
紫金山铜矿属大型低品位硫化铜矿,矿石中目的矿物以蓝辉铜矿、铜蓝为主,且与细粒黄铁矿紧密共生。由于原矿品位低,铜的回收率对该矿的开发利用意义重大。试验研究在详细的工艺矿物学研究和多种工艺流程对比试验基础上,采用适合矿石性质的分步优先浮选流程,解决了矿石中主要目的矿物易过粉碎,而铜硫共生密切、难以解离的问题。分步优先浮选流程获得铜回收率95.03% ,已接近岩矿鉴定推算的理论回收率。 相似文献