期刊文献+
共找到239篇文章
< 1 2 12 >
每页显示 20 50 100
Separation of sulfide lead-zinc-silver ore under low alkalinity condition 被引量:11
1
作者 孙伟 苏建芳 +1 位作者 张刚 胡岳华 《Journal of Central South University》 SCIE EI CAS 2012年第8期2307-2315,共9页
A complex lead-zinc-silver sulfide ore containing 2.98% Pb, 6.49% Zn and 116.32×10^-4 % Ag (mass fraction) from Yunnan Province, China, was subjected to this work. Research on mineral processing was conducted a... A complex lead-zinc-silver sulfide ore containing 2.98% Pb, 6.49% Zn and 116.32×10^-4 % Ag (mass fraction) from Yunnan Province, China, was subjected to this work. Research on mineral processing was conducted according to the properties of the lead-zinc-silver ore. Under low alkalinity condition, the lead minerals are successfully separated from the zinc minerals with new reagent YZN as zinc depressant, new reagent BPB as lead collector, CuSO4 as zinc activator and ethyl xanthate as zinc collector. The associated silver is mostly concentrated to the lead concentrate. With the process utilized in this work, a lead concentrate of 51.90% Pb with a recovery of 82.34% and a zinc concentrate of 56.96% Zn with a recovery of 81.98% are produced. The silver recovery in the lead concentrate is 80.61%. Interactions of flotation reagents with minerals were investigated, of which the results indicate that the presence of proper amount of Na2S can precipitate Pb^2+ and has a sulfidation on oxidized lead minerals. The results also show that NazCO3 and YZN used together as combined depressants for sphalerite can signally improve the depressing effect of new reagent YZN on sphalerite. 展开更多
关键词 lead-zinc-silver sulfide low alkalinity new flotation reagents lead-zinc separation silver recovery
在线阅读 下载PDF
Sulfidation roasting of zinc leaching residue with pyrite for recovery of zinc and iron 被引量:19
2
作者 MIN Xiao-bo JIANG Guang-hua +6 位作者 WANG Yun-yan ZHOU Bo-sheng XUE Ke KE Yong XU Qiu-jing WANG Jing-wen REN Hui-chuan 《Journal of Central South University》 SCIE EI CAS CSCD 2020年第4期1186-1196,共11页
Zinc leaching residue(ZLR) contains high content of valuable metals such as zinc and iron. However, zinc and iron mainly exist in the form of zinc ferrite, which are difficult to separate and recover. This study propo... Zinc leaching residue(ZLR) contains high content of valuable metals such as zinc and iron. However, zinc and iron mainly exist in the form of zinc ferrite, which are difficult to separate and recover. This study proposed a new process involving sulfidation roasting, magnetic separation and flotation to recover zinc and iron in ZLR. Through sulfidation roasting of ZLR with pyrite, zinc and iron were converted into ZnS and Fe3 O4. The effects of pyrite dosage, roasting temperature and roasting time on the sulfidation of zinc in ZLR were investigated. The results showed that the sulfidation percentage of zinc reached 91.8% under the optimum condition. Besides, it was found that ball-milling was favorable for the separation and recovery of zinc and iron in sulfidation products. After ball-milling pretreatment, iron and zinc were enriched from sulfidation products by magnetic separation and flotation. The grade of iron in magnetic concentrates was 52.3% and the grade of zinc in flotation concentrates was 31.7%, which realized the recovery of resources. 展开更多
关键词 zinc leaching residue sulfidation roasting RECOVERY ZINC IRON magnetic separation flotation
在线阅读 下载PDF
Recovery of Zn, Pb, Fe and Si from a low-grade mining ore by sulfidation roasting-beneficiation-leaching processes 被引量:8
3
作者 LAN Zhuo-yue LAI Zhen-ning +3 位作者 ZHENG Yong-xing LV Jin-fang PANG Jie NING Ji-lai 《Journal of Central South University》 SCIE EI CAS CSCD 2020年第1期37-51,共15页
To recover Zn, Pb, Fe and Si from a low-grade mining ore in the Lanping basin, Yunnan Province, China, a novel technology using the roasting with pyrite and carbon followed by beneficiation and hydrochloric acid leach... To recover Zn, Pb, Fe and Si from a low-grade mining ore in the Lanping basin, Yunnan Province, China, a novel technology using the roasting with pyrite and carbon followed by beneficiation and hydrochloric acid leaching was proposed. Firstly, several factors such as pyrite dosage, roasting temperature, carbon powder dosage, holding time and particle size affecting on the flotation performance of Zn(Pb) and magnetic separation performance of Fe were simultaneously examined and the optimum process parameters were determined. A flotation concentrate, containing 17.46% Zn and 3.93% Pb, was obtained, and the Zn and Pb recoveries were 86.04% and 69.08%, respectively. The obtained flotation tailing was concentrated by a low-intensity magnetic separator. The grade of iron increased from 5.45% to 43.45% and the recovery of iron reached 64.87%. Hydrochloric acid leaching was then carried out for the magnetic separation tailing and a raw quartz concentrate containing 81.05% SiO2 was obtained. To further interpret the sulfidation mechanism of smithsonite, surface morphology and component of the sample before and after reactions were characterized by XRD and EPMA-EDS. The aim was to achieve the comprehensive utilization of the low-grade mining ore. 展开更多
关键词 low-grade mining ore comprehensive recovery sulfidation roasting flotation magnetic separation leaching
在线阅读 下载PDF
硫化焙烧对氧化铜焙烧产物浮选行为的影响机理 被引量:1
4
作者 李志远 吕晋芳 +2 位作者 童雄 周槿澍 郑永兴 《有色金属(中英文)》 北大核心 2025年第1期91-98,共8页
为探究氧化铜矿物硫化焙烧-浮选回收的可行性,以氧化铜矿物为研究对象、黄铁矿作为硫化剂,采用硫化焙烧-浮选实验研究焙烧温度、黄铁矿用量、焙烧保温时间对人造硫化铜矿浮选行为的影响。结果表明,在焙烧温度为500℃、氧化铜与黄铁矿的... 为探究氧化铜矿物硫化焙烧-浮选回收的可行性,以氧化铜矿物为研究对象、黄铁矿作为硫化剂,采用硫化焙烧-浮选实验研究焙烧温度、黄铁矿用量、焙烧保温时间对人造硫化铜矿浮选行为的影响。结果表明,在焙烧温度为500℃、氧化铜与黄铁矿的质量比为1∶1.4、焙烧保温时间为0.5 h时,通过浮选实验可获得铜品位和回收率分别为39.63%和93.68%的铜精矿。XRD结果表明,焙烧产物中铜主要以CuFeS_(2)、Cu_(5)FeS_(4)和Cu_(2)S的形式存在。接触角测量、红外光谱分析、吸附量测试等分析表明,异丁基黄药通过化学作用吸附在人造硫化铜表面,使其疏水性得到显著增加。 展开更多
关键词 氧化铜矿物 硫化焙烧 人造硫化铜矿物 浮选 作用机理
在线阅读 下载PDF
河南某难选铜、钼多金属矿新型药剂浮选试验研究
5
作者 车文芳 王丞 +4 位作者 牛南南 杨明贺 王花 张行荣 焦芬 《矿冶工程》 北大核心 2025年第1期76-79,85,共5页
采用新型浮选药剂对河南某低品位难选钼多金属矿开展了铜钼混合浮选-铜钼分离试验研究。结果表明,铜钼混合浮选以L43为捕收剂、L56为起泡剂,铜钼分离以L789为铜硫抑制剂,采用二粗一精二扫铜钼混合浮选-铜钼混合精矿再磨-一粗三精三扫铜... 采用新型浮选药剂对河南某低品位难选钼多金属矿开展了铜钼混合浮选-铜钼分离试验研究。结果表明,铜钼混合浮选以L43为捕收剂、L56为起泡剂,铜钼分离以L789为铜硫抑制剂,采用二粗一精二扫铜钼混合浮选-铜钼混合精矿再磨-一粗三精三扫铜钼分离试验流程,获得了Mo品位50.780%、Mo回收率65.30%、Cu品位0.602%、Cu回收率4.72%的钼精矿和Cu品位0.165%、Cu回收率4.49%、Mo品位0.362%、Mo回收率1.61%的铜精矿,混合尾矿中铜回收率达到了90.79%。 展开更多
关键词 铜钼混合浮选 铜钼分离 抑制剂 捕收剂 起泡剂 浮选 环保药剂 铜钼多金属矿
在线阅读 下载PDF
某高含镁铜硫矿石选矿试验研究
6
作者 唐鑫 简胜 +3 位作者 张晶 张曙光 吕向文 刘玫华 《矿冶工程》 北大核心 2025年第4期90-94,共5页
对某MgO品位11.86%、S品位6.81%的高含镁铜硫矿石进行了选矿试验研究。采用部分优先浮选铜、铜硫分离、铜精矿反浮选脱镁的浮选流程,使用选择性强的铜捕收剂SG-2并配合使用镁质脉石抑制剂HD,获得了Cu品位23.47%、MgO品位2.99%、Cu回收率... 对某MgO品位11.86%、S品位6.81%的高含镁铜硫矿石进行了选矿试验研究。采用部分优先浮选铜、铜硫分离、铜精矿反浮选脱镁的浮选流程,使用选择性强的铜捕收剂SG-2并配合使用镁质脉石抑制剂HD,获得了Cu品位23.47%、MgO品位2.99%、Cu回收率81.10%的合格铜精矿。 展开更多
关键词 铜硫矿 氧化镁 浮选 脱镁 捕收剂 抑制剂 铜精矿
在线阅读 下载PDF
从某浸钴渣中回收铜、钴的选矿试验研究 被引量:1
7
作者 易峦 周清波 阳华玲 《矿冶工程》 CAS 北大核心 2024年第6期66-69,共4页
某浸钴渣中铜品位1.31%、钴品位0.20%,根据其中铜、钴的赋存状态,采用磨矿-一粗一扫两精浮选工艺回收浸钴渣中铜和钴,闭路试验可获得产率6.63%、铜品位16.16%、钴品位2.06%、铜回收率80.56%、钴回收率68.29%的铜钴混合精矿,实现了浸钴... 某浸钴渣中铜品位1.31%、钴品位0.20%,根据其中铜、钴的赋存状态,采用磨矿-一粗一扫两精浮选工艺回收浸钴渣中铜和钴,闭路试验可获得产率6.63%、铜品位16.16%、钴品位2.06%、铜回收率80.56%、钴回收率68.29%的铜钴混合精矿,实现了浸钴渣中铜、钴资源的高效富集回收。 展开更多
关键词 浸钴渣 硫化铜 硫化钴 浮选 抑制剂 捕收剂 铜钴精矿
在线阅读 下载PDF
河南某含金银硫化铜矿选矿试验研究 被引量:5
8
作者 周立波 曹飞 +1 位作者 曹进成 吕良 《黄金科学技术》 CSCD 北大核心 2024年第2期377-386,共10页
对河南某含金银硫化铜矿开展了工艺矿物学和选矿试验研究。结果表明:矿石中主要有用元素铜含量为0.82%,伴生的有益组分为硫、金和银,主要有用金属矿物为黄铜矿、辉铜矿和黄铁矿,脉石矿物主要为石英。试验以新型药剂TB1021为铜硫分离捕收... 对河南某含金银硫化铜矿开展了工艺矿物学和选矿试验研究。结果表明:矿石中主要有用元素铜含量为0.82%,伴生的有益组分为硫、金和银,主要有用金属矿物为黄铜矿、辉铜矿和黄铁矿,脉石矿物主要为石英。试验以新型药剂TB1021为铜硫分离捕收剂,采用混合浮选—铜硫分离工艺获得铜精矿和硫精矿,硫精矿再经摇床重选回收部分微细粒铜精矿。混合浮选采用丁基黄药和丁铵黑药组合捕收剂,总药剂用量为120 g/t,采用一粗两精三扫工艺流程;铜硫分离浮选采用新型捕收剂TB1021,采用一粗三精三扫工艺流程。最终获得铜品位为15.21%、铜回收率为80.13%,金品位为3.02 g/t、金回收率为66.51%,银品位为160.43 g/t、银回收率为41.82%的铜精矿,以及硫品位为49.13%、回收率为54.34%的硫精矿。 展开更多
关键词 硫化铜矿 混合浮选 铜硫分离 浮选药剂 选矿试验 综合回收
在线阅读 下载PDF
氧化对铜硫矿物浮选影响的研究现状 被引量:3
9
作者 薛季玮 刘启鸿 +5 位作者 刘童 田宇 卜显忠 宛鹤 任大伟 李唐博 《金属矿山》 CAS 北大核心 2024年第2期48-55,共8页
大多数铜硫矿物表面易氧化,而氧化会对矿物浮选行为及药剂在矿物表面的吸附产生重要影响。目前,关于氧化对铜硫矿物浮选的影响,研究者开展了大量相关研究并取得了显著成果。从铜硫矿物表面氧化影响因素出发,重点分析了溶液性质、矿物晶... 大多数铜硫矿物表面易氧化,而氧化会对矿物浮选行为及药剂在矿物表面的吸附产生重要影响。目前,关于氧化对铜硫矿物浮选的影响,研究者开展了大量相关研究并取得了显著成果。从铜硫矿物表面氧化影响因素出发,重点分析了溶液性质、矿物晶格缺陷等因素对铜硫矿物表面氧化的影响机理。针对氧化后铜硫矿物浮选回收难度增加的原因进行了分析,一方面,氧化后铜硫矿物表面溶解产生的金属离子增加,会使铜硫矿物表面相互影响严重,造成铜硫矿物难以浮选分离;另一方面,铜硫矿物表面氧化产生的强亲水性的金属氧化物及氢氧化物则会严重减弱捕收剂的有效吸附,使铜硫矿物可浮性降低。基于此,从铜硫矿物表面氧化层脱落方法和氧化后铜硫矿物表面调控方法两方面论述了氧化后铜硫矿物浮选强化措施及其机理。最后,针对氧化后铜硫矿物浮选强化措施提出了相关建议,以期为实现氧化后铜硫矿物高效浮选回收提供借鉴。 展开更多
关键词 铜硫矿物 浮选 氧化机理 药剂吸附 强化措施
在线阅读 下载PDF
从低浓度硫钴精矿浸出液中萃取分离铜钴试验研究 被引量:1
10
作者 黄鹏 白明 +4 位作者 刘爽 刘延凯 康健 董立帅 汪岸 《湿法冶金》 CAS 北大核心 2024年第4期420-424,共5页
研究了采用P204+磺化煤油体系从除杂后的低浓度硫钴精矿浸出液中萃取分离铜、钴,考察了萃原液pH、萃取剂浓度、萃取相比、萃取时间、反萃取剂浓度、反萃取相比等对铜钴分离效果的影响。结果表明:在萃原液pH=4、P204体积分数25%、萃取相... 研究了采用P204+磺化煤油体系从除杂后的低浓度硫钴精矿浸出液中萃取分离铜、钴,考察了萃原液pH、萃取剂浓度、萃取相比、萃取时间、反萃取剂浓度、反萃取相比等对铜钴分离效果的影响。结果表明:在萃原液pH=4、P204体积分数25%、萃取相比V_(O)/V_(A)=1/1、萃取时间3min、反萃取剂硫酸浓度0.10mol/L、反萃取相比V_(O)/V_(A)=2/1条件下,对硫钴精矿除杂后液进行两级逆流萃取、四级逆流反萃取试验,萃余液中钴质量浓度为338.80mg/L,铜质量浓度为2.96mg/L,铜萃取率为98.32%,90.03%的钴留在萃余液中,经反萃取铜钴可得到进一步分离,有利于下一步制备高纯度硫酸钴。 展开更多
关键词 P204 硫钴精矿 萃取 分离
在线阅读 下载PDF
提升某高硫低铜品位铜硫矿铜浮选回收指标试验研究 被引量:4
11
作者 李志婷 彭华锋 +2 位作者 汪庶明 先永骏 李豪 《有色金属工程》 CAS 北大核心 2024年第5期88-94,共7页
安徽铜陵某铜硫矿浮选厂处理的原矿含铜0.34%,其中硫化铜占近93%,含硫31.26%,属于高硫低铜硫化矿。选厂铜回收率长期维持在82%~84%,明显低于原矿中硫化铜理论回收率。为提升该矿石中铜的回收,开展磨矿细度优化以及复合酯类捕收剂强化铜... 安徽铜陵某铜硫矿浮选厂处理的原矿含铜0.34%,其中硫化铜占近93%,含硫31.26%,属于高硫低铜硫化矿。选厂铜回收率长期维持在82%~84%,明显低于原矿中硫化铜理论回收率。为提升该矿石中铜的回收,开展磨矿细度优化以及复合酯类捕收剂强化铜浮选的试验研究。结果表明,在磨矿细度-74μm占75%,使用复合酯类捕收剂的条件下,小型闭路试验获得铜精矿铜品位为16.43%,铜回收率达到94.07%的指标,较现场指标分别提高1个和9个百分点;通过对小试和现场产品的粒级组成深入分析,得出现场磨矿细度不足,磨矿产品粒度组成不均匀是造成铜损失在尾矿的关键原因。同时,小试结果证明使用新型复合酯类捕收剂可强化微细粒铜矿物的回收。为选厂在实际生产中提升指标提供了科学的方向和依据。 展开更多
关键词 铜硫矿 低铜品位 浮选 粒级分布 复合酯类捕收剂
在线阅读 下载PDF
某低品位铅锌铜多金属硫化矿富集与分离试验研究 被引量:1
12
作者 郑海雷 高起方 +2 位作者 龚明辉 赵志强 刘崇俊 《金属矿山》 CAS 北大核心 2024年第6期130-137,共8页
云南某低品位铅锌铜多金属硫化矿铅品位0.61%、锌品位3.28%、铜品位0.25%,伴生Au、Ag品位分别为0.09、18.04 g/t。矿石嵌布粒度较细,共生关系复杂。为高效开发利用该低品位矿石,进行了系统的浮选试验。结果表明:矿石采用铜铅混合浮选—... 云南某低品位铅锌铜多金属硫化矿铅品位0.61%、锌品位3.28%、铜品位0.25%,伴生Au、Ag品位分别为0.09、18.04 g/t。矿石嵌布粒度较细,共生关系复杂。为高效开发利用该低品位矿石,进行了系统的浮选试验。结果表明:矿石采用铜铅混合浮选—铜铅分离—锌浮选工艺处理,获得了铜品位21.97%、铜回收率80.85%、金品位1.60 g/t、银品位189.00 g/t、铅品位1.80%的铜精矿,铅品位76.22%、铅回收率88.72%、金品位0.75 g/t、银品位1433.00 g/t、铜品位1.87%的铅精矿,锌品位52.18%、锌回收率93.03%的锌精矿,主要有价成分铅、锌、铜的分离与富集效果较好,金、银一定程度富集在铜精矿、铅精矿中;铜精矿锌含量偏高与黄铜矿、闪锌矿间的嵌布关系异常密切有关;原矿Au、Ag品位低,且在矿石中分散程度高是造成金银综合回收指标偏低的原因。 展开更多
关键词 铅锌铜 多金属硫化矿 铜铅混浮 抑铜浮铅 锌浮选 综合回收
在线阅读 下载PDF
充填料对硫化铜矿浮选指标的影响及其消除试验研究
13
作者 杨昌龙 赵冠飞 +3 位作者 苗雨奇 章仕仁 严华山 邱廷省 《有色金属科学与工程》 CAS 北大核心 2024年第4期598-607,共10页
安徽某矿区采用胶结充填法采矿,部分充填料混入原矿样中改变浮选矿浆原始性质,造成铜硫资源选别难度系数增大。选取充填料与硫化铜原矿样作为混合样品,采用现有生产工艺流程进行选矿试验:混合样磨至≤0.074 mm占75%后磁选得到铁精矿,磁... 安徽某矿区采用胶结充填法采矿,部分充填料混入原矿样中改变浮选矿浆原始性质,造成铜硫资源选别难度系数增大。选取充填料与硫化铜原矿样作为混合样品,采用现有生产工艺流程进行选矿试验:混合样磨至≤0.074 mm占75%后磁选得到铁精矿,磁选尾矿沉降浓缩后进行混合浮选试验,混浮粗精矿再次选别得到铜精矿和硫精矿。由试验结果可知:充填料的混入能改变矿浆pH、混合矿初始铜品位和磁选尾矿铜品位,且相对于不添加充填料时浮选闭路试验结果,添加充填料时得到的最终铜精矿中Cu品位和回收率分别降低了0.39%和1.01%;硫精矿中S品位和回收率分别降低了0.75%和4.80%。消除试验表明:加入硫酸铵1000g/t或者机械搅拌30min能降低矿浆黏度、增大矿浆浊度值和恢复捕收剂在硫化铜矿表面的吸附量,从而消除充填料对硫化铜矿浮选的恶化作用,将最终铜精矿中Cu回收率由70.37%提高至70.80%以上。 展开更多
关键词 充填料 硫化铜矿 浮选 消除试验
在线阅读 下载PDF
云南某贫细硫化铜矿石选矿工艺优化研究
14
作者 田小松 赵志强 +3 位作者 赵洵 梁泽跃 戴惠新 王飞旺 《金属矿山》 CAS 北大核心 2024年第6期138-144,共7页
云南某低品位细粒嵌布的铜矿石铜、硫品位分别为0.161%和9.704%,有价铜矿物嵌布粒度细,铜硫分离富集难度较大。为实现该硫化铜矿石资源的高效开发利用,在选厂原选矿流程及原矿工艺矿物学研究基础上,进行了系统的磨浮试验。结果表明:矿... 云南某低品位细粒嵌布的铜矿石铜、硫品位分别为0.161%和9.704%,有价铜矿物嵌布粒度细,铜硫分离富集难度较大。为实现该硫化铜矿石资源的高效开发利用,在选厂原选矿流程及原矿工艺矿物学研究基础上,进行了系统的磨浮试验。结果表明:矿石采用磨矿—1粗2扫铜硫混合浮选—混浮粗精矿再磨—1粗3精2扫铜硫分离浮选闭路流程处理,可获得铜品位14.69%、铜回收率63.15%的铜精矿,硫品位29.16%、硫回收率75.10%的硫精矿,试验铜精矿品位较现场提高近3个百分点,铜回收率提高15个百分点以上,显著优于现场生产指标,达到了理想的综合回收铜硫效果。研究结果可作为工艺流程优化的依据。 展开更多
关键词 高硫贫细硫化铜矿石 铜硫混浮 混合精矿再磨 铜硫分离浮选
在线阅读 下载PDF
铜钼分离过程中辉钼矿的多方式分散效果研究
15
作者 肖世洁 邓荣东 +3 位作者 代旺 赵睿祺 吴思远 郭宝 《金属矿山》 CAS 北大核心 2024年第5期250-257,共8页
针对辉钼矿在浮选矿浆中易团聚并包裹黄铜矿,导致铜钼浮选分离困难的问题,通过光学显微镜和聚焦光束反射测量仪研究了超声波分散、机械搅拌和添加分散剂六偏磷酸钠3种方式对辉钼矿分散行为的影响;采用红外光谱、扫描电子显微镜、Zeta电... 针对辉钼矿在浮选矿浆中易团聚并包裹黄铜矿,导致铜钼浮选分离困难的问题,通过光学显微镜和聚焦光束反射测量仪研究了超声波分散、机械搅拌和添加分散剂六偏磷酸钠3种方式对辉钼矿分散行为的影响;采用红外光谱、扫描电子显微镜、Zeta电位并结合浮选溶液化学技术对分散机理进行了研究。结果表明,3种分散方式都可起到分散辉钼矿团聚体的作用,其中以添加六偏磷酸钠的效果最好;加入400 mg/L六偏磷酸钠,不但能够有效降低辉钼矿团聚体的尺寸、减少其数量,还能降低辉钼矿团聚体内黄铜矿含量,使人工混合矿浮选钼精矿的铜含量由3.86%降低至2.73%;六偏磷酸钠在辉钼矿表面吸附并产生空间位阻排斥力,电离出的阴离子增大了颗粒间的静电斥力,致使辉钼矿表现出较好的分散行为。 展开更多
关键词 浮选 铜钼分离 团聚体 六偏磷酸钠 分散方式
在线阅读 下载PDF
黑龙江某钼矿选矿工艺优化试验研究 被引量:3
16
作者 刘超 胡红喜 +2 位作者 陈志强 杨记平 罗传胜 《金属矿山》 CAS 北大核心 2024年第3期105-111,共7页
针对黑龙江某大型斑岩型钼矿生产的钼精矿铜、铅杂质超标的问题,在完成矿石性质研究基础上,开展了选矿工艺优化研究。结果表明,对含钼0.122%的原矿,采用自主研发的钼高效捕收剂PM和粗磨—钼分步浮选—钼铜混合浮选—钼铜粗精矿再磨—铜... 针对黑龙江某大型斑岩型钼矿生产的钼精矿铜、铅杂质超标的问题,在完成矿石性质研究基础上,开展了选矿工艺优化研究。结果表明,对含钼0.122%的原矿,采用自主研发的钼高效捕收剂PM和粗磨—钼分步浮选—钼铜混合浮选—钼铜粗精矿再磨—铜钼分离工艺流程处理,全流程闭路试验取得了钼品位54.32%、钼回收率90.69%、杂质铜含量0.048%、铅含量0.062%的较好钼精矿指标。相较于原工艺流程,新工艺得到的钼精矿铜含量降低了0.322个百分点、铅含量降低了0.348个百分点。优化工艺有效地降低了钼精矿中铜、铅杂质含量,研究结果可为该矿石的开发利用提供依据。 展开更多
关键词 辉钼矿 钼分步浮选 钼铜分离 钼铅分离 阶段磨浮
在线阅读 下载PDF
海藻酸钠-硫化钠在铜钼混合精矿浮选分离中的抑制研究 被引量:2
17
作者 张鹏羽 陈伟 +1 位作者 衷水平 曾广圣 《金属矿山》 CAS 北大核心 2024年第10期118-124,共7页
针对铜钼分离过程中硫化钠用量过大的环保压力,以及抑制剂选择性差导致钼精矿指标达不到产品要求的问题,采用浮选试验、动电位测量、吸附量测定等方法,进行了海藻酸钠-硫化钠组合抑制剂分离铜钼的试验研究。浮选结果表明,以海藻酸钠+硫... 针对铜钼分离过程中硫化钠用量过大的环保压力,以及抑制剂选择性差导致钼精矿指标达不到产品要求的问题,采用浮选试验、动电位测量、吸附量测定等方法,进行了海藻酸钠-硫化钠组合抑制剂分离铜钼的试验研究。浮选结果表明,以海藻酸钠+硫化钠为组合抑制剂,水玻璃和氟硅酸钠为调整剂、煤油为捕收剂,采用硫化钠+活性炭+再磨+硫化钠工艺对某铜钼混合精矿进行脱药处理后,1粗1扫4精闭路浮选工艺,可以获得钼品位为44.60%、钼回收率为94.84%的合格钼精矿。与单一硫化钠抑制剂方案相比,组合抑制剂工艺的硫化钠用量降低了约41%,取得了较好的环境和经济效益。动电位和吸附量分析表明,海藻酸钠与黄铜矿之间的亲和力强于辉钼矿,对黄铜矿浮选表现出较好的选择性抑制效果,是组合抑制剂提升分离效果的原因。 展开更多
关键词 浮选 铜钼混合精矿 海藻酸钠 硫化钠 组合抑制剂
在线阅读 下载PDF
刚果(金)某渣选硫化铜矿再磨再选试验研究
18
作者 刘杰 王洪杰 +4 位作者 周宽达 蒙文飞 兰福荫 陈兴海 陆智国 《矿冶工程》 CAS 北大核心 2024年第4期203-206,共4页
对刚果(金)某含铜9.62%的低品位渣选硫化铜矿进行了回收铜的选矿试验研究。在化学多元素分析、赋存状态分析基础上,采用再磨再选浮选工艺,获得了Cu品位25.16%、回收率90.67%的铜精矿产品。
关键词 渣选硫化铜矿 磨矿 浮选 刚果(金) 铜精矿
在线阅读 下载PDF
广西某硫化铅锌矿浮选分离试验研究
19
作者 梁家荣 杨业国 +2 位作者 丘海峰 周芸 郑其方 《矿冶工程》 CAS 北大核心 2024年第6期46-49,53,共5页
以广西某多金属硫化铅锌矿为研究对象,针对其“锌高铅低”、铅锌分离困难的问题,采用新型高效抑制剂JFR-1,经一粗两精两扫铅锌混合浮选和一粗两精两扫铅锌分离,最终获得了Pb品位21.00%、回收率72.82%的铅精矿和Zn品位6.96%、回收率94.21... 以广西某多金属硫化铅锌矿为研究对象,针对其“锌高铅低”、铅锌分离困难的问题,采用新型高效抑制剂JFR-1,经一粗两精两扫铅锌混合浮选和一粗两精两扫铅锌分离,最终获得了Pb品位21.00%、回收率72.82%的铅精矿和Zn品位6.96%、回收率94.21%的锌硫化矿,尾矿中Pb、Zn品位及对应的回收率分别为0.04%、0.13%及10.85%、4.79%,实现了铅锌的富集和分离。 展开更多
关键词 硫化铅锌矿 混合浮选 铅锌分离 抑制剂 JFR-1 铅精矿 锌硫化矿
在线阅读 下载PDF
某复杂硫化铜矿铜硫分离试验研究 被引量:37
20
作者 邱廷省 徐其红 +3 位作者 匡敬忠 彭时忠 赵学付 李婷 《矿冶工程》 CAS CSCD 北大核心 2011年第2期45-48,共4页
某复杂硫化铜矿矿石性质复杂,铜矿物种类繁杂,矿物结构构造也复杂多样,且含铜品位较低。在工艺矿物学研究的基础上,使用适合该矿石性质、对各种铜矿物均具有较强选择性和捕收能力的高效捕收剂LP-01,采用分步优先浮选和中矿再磨再选的浮... 某复杂硫化铜矿矿石性质复杂,铜矿物种类繁杂,矿物结构构造也复杂多样,且含铜品位较低。在工艺矿物学研究的基础上,使用适合该矿石性质、对各种铜矿物均具有较强选择性和捕收能力的高效捕收剂LP-01,采用分步优先浮选和中矿再磨再选的浮选工艺,实现了该复杂硫化铜矿铜硫的低碱高效分离,经二粗、一精、中矿再磨精选流程获得了铜品位18.43%、回收率87.54%的铜精矿,分离效果明显。 展开更多
关键词 浮选 硫化铜矿 低碱分离 优选浮选 中矿再磨 铜硫分离
在线阅读 下载PDF
上一页 1 2 12 下一页 到第
使用帮助 返回顶部