Effect of pyrite content on chalcopyrite flotation under different regrinding conditions

This study aimed to investigate the effect of varying pyrite(Py)content on copper(Cu)in the presence of different regrinding conditions,which were altered using different types of grinding media:iron,ceramic balls,and their mixture,followed by flotation in the cleaner stage.The flotation performance of rough Cu concentrate can be improved by changing the regrinding conditions based on the Py content.Scanning electron microscopy,X-ray spectrometry,ethylenediaminetetraacetic acid disodium salt extraction,and X-ray photoelectron spectroscopy studies illustrated that when the Py content was high,the use of iron media in regrinding promoted the generation of hydrophilic Fe OOH on the surface of Py and improved the Cu grade.The ceramic medium with a low Py content prevented excessive Fe OOH from covering the surface of chalcopyrite(Cpy).Electrochemical studies further showed that the galvanic corrosion current of Cpy-Py increased with the addition of Py and became stronger with the participation of iron media.

降低石墨微细鳞片含量的再磨工艺优化研究

对黑龙江某石墨粗精矿进行了立式搅拌磨机再磨试验。以陶瓷球为磨矿介质,研究了磨机转速、介质球直径、磨矿时间等工艺参数对石墨磨矿-浮选效果的影响。结果表明,石墨磨矿的优化工艺参数为:采用慢-快-慢交替的磨机转速,陶瓷介质球直径8~10 mm,磨矿时间5 min,在该优化条件下进行磨矿-浮选开路试验,获得了固定碳含量95.83%、-0.045 mm粒级含量24.51%、大鳞片(+0.15 mm)含量14.27%的石墨精矿。

湖南柿竹园萤石精选尾矿再回收工艺研究

湖南柿竹园萤石精选尾矿氟化钙含量为24.7%,碳酸钙含量为19.5%,萤石在+0.045 mm粒级分布率为54.99%,-0.010 mm粒级分布率为28.16%,两者合计达83.15%,而0.045~0.010 mm可选易浮粒级萤石金属分布率只有16.85%,呈现“两头大,中间小”的粒度分布特性。采用预先分级后粗粒磨矿,分级溢流浓缩后与磨矿产品合并浮选工艺,以碳酸钠为调整剂,水玻璃和YF-1为抑制剂,植物油酸BF-1为捕收剂,经1粗5精1扫闭路试验,获得了CaF_(2)含量为85.50%、回收率为71.20%的萤石精矿,实现了萤石精选尾矿资源的高效回收利用。

甘肃某细粒铅锌矿工艺优化试验研究

甘肃某铅锌矿中铅品位为0.74%,锌品位为3.72%,为了实现该矿产资源的高效回收利用,针对铅锌矿物嵌布关系紧密,粒度较细,造成铅锌精矿互含量较高,影响浮选指标的问题,在原矿性质研究的基础上,进行了4种不同方案的工艺流程对比试验。试验结果表明:采用铅锌优先浮选—铅、锌粗精矿均再磨的工艺流程,最终获得的铅精矿铅品位为58.42%,铅回收率为79.95%,锌精矿锌品位为56.27%,锌回收率为93.05%。相较于方案2,锌精矿锌品位提高了3.03个百分点,锌回收率提高了2.75个百分点;相较于方案1现场生产工艺,铅、锌主品位提高,铅、锌互含量显著降低,锌回收率提高了4.15个百分点。

内蒙古某铜矿选矿试验研究

内蒙古某铜矿主要含以斑铜矿、辉铜矿为主的次生硫化铜,铜平均品位2.52%。根据该铜矿石的矿石性质特点,进行了铜的原矿粗磨选别-铜粗精矿再磨再选的条件研究,通过对浮选指标各影响因素的优化,得出了适合铜矿石粗选及精选的最佳工艺条件,原矿磨矿细度-0.074 mm、70%的条件下,活化剂Na_(2)CO_(3)+Na_(2)S用量分别为1 000 g/t和300 g/t,组合捕收剂丁基黄药和酯-112分别为150 g/t和110 g/t。再经一次粗选、一次扫选获得铜尾矿,粗选铜精矿再磨后再经三次精选,中矿顺序返回处理后,最终可获得铜品位为25.74%的铜精矿,且铜的回收率达到了87.30%。

四川某次生硫化铜矿选矿试验研究

四川某次生硫化铜矿含铜0.42%,通过对磨矿细度、药剂种类、药剂用量以及粗精矿再磨细度等因素对选别指标的影响进行深入研究,最终采用了粗磨铜硫混选-粗精矿再磨-铜硫分离的工艺流程,得到品位为25.13%,回收率为92.35%的铜精矿,实现了该次生硫化铜矿的高效回收。

缅甸某低品位复杂难选铁锡矿石综合回收试验研究

缅甸某低品位铁锡矿石含铁29.79%、锡0.495%,脉石成分主要为Si O_(2),主要有价矿物为磁铁矿和锡石,二者紧密共生,粒度较细。为确定该矿石的高效开发利用工艺,基于原矿性质研究,采用湿式弱磁选铁—锡石回收(摇床重选—摇床中矿再磨后高梯度强磁选除铁—摇床重选)—锡综合粗精矿浮选脱硫磁选除铁(弱磁选+高梯度强磁选)流程进行了选矿试验。结果表明:该工艺最终可获得锡品位57.956%、锡回收率69.08%的锡精矿,铁品位65.21%、铁回收率48.22%的铁精矿,硫品位46.35%、硫回收率38.31%的硫精矿,铁、锡和硫精矿所含杂质均未超标,总尾矿的锡品位降至0.153%,实现了铁锡矿石资源的综合回收利用。

云南某低品位斑岩型铜矿浮选回收试验研究

云南某大型斑岩型铜矿铜品位0.32%,伴生有钼,具有综合回收价值。采用一次粗选、两次精选、两次扫选工艺流程综合回收矿石中的铜和钼等金属。系统研究工艺参数条件如原矿磨矿细度、粗精矿再磨细度、捕收剂、抑制剂、起泡剂种类及用量等对铜回收的影响,并考察伴生金属钼、金和银的回收情况。结果表明,捕收剂PL307和起泡剂HCLL对铜浮选回收效果好,在原矿磨矿细度-0.075mm占比65%、粗精矿再磨细度-0.045mm占比90%、捕收剂PL-307用量120g/t、抑制剂石灰用量300g/t、起泡剂HCLL用量20g/t的最佳参数条件下,经过闭路试验可获得产率1.23%、铜品位22.84%、铜回收率87.79%的选矿指标,铜精矿产品含钼0.398%、金4.33g/t、银62.50g/,其中钼回收率为71.99%、金回收率为66.57%、银回收率为14.48%,伴生金属钼和金也得到了较好的回收,选别指标好。

云南某贫细硫化铜矿石选矿工艺优化研究

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。

艾萨磨在某高硫铜锌混合粗精矿铜锌分离中的应用

某高硫铜锌混合粗精矿在铜锌分离过程中难以获得铜品位18%以上的铜精矿,为解决铜精矿品位偏低的问题,进行了艾萨磨再磨工艺与现场球磨+水力旋流器再磨分级工艺对比试验研究。试验结果表明:采用艾萨磨工艺,铜锌分离作业可获得铜品位20.52%、锌含量2.38%、铜回收率89.32%的铜精矿,与现场球磨再磨工艺相比,铜精矿品位提高了2.82个百分点,锌含量降低了1.17个百分点,铜回收率提高了3.98个百分点。

辽宁某含金银铜硫矿选矿试验研究

辽宁某含金银铜硫矿石中主要硫化矿物为黄铁矿和黄铜矿,二者粒度粗细不均,且密切共生,金银均以微细粒为主。采用铜硫混选—混合精矿再磨—铜硫分离的试验流程进行试验,在一段磨矿细度-0.074 mm矿物含量占59.7%,再磨细度-0.074mm矿物含量占96.9%,铜硫混合浮选以碳酸钠为pH调整剂、丁基黄药为捕收剂,铜硫分离以石灰为抑制剂,乙基黄药为捕收剂。获得铜精矿铜品位为27.52%、铜回收率为83.46%,铜、硫精矿硫品位分别为38.48%和49.62%,铜、硫精矿硫回收率分别为13.89%和80.98%,硫总回收率为94.87%;铜精矿中伴生金、银回收率分别为50.70%和53.78%的效果。实现了铜硫分离与回收及伴生元素金、银的有效回收。

甘肃某含砷高硫金矿浮选实验

这是一篇矿物加工工程领域的论文。某含砷高硫金矿中金矿物与黄铁矿、毒砂共生关系密切,在实际生产过程中精矿金回收率不理想。为提高精矿金回收率,同时兼顾精矿金品位,针对该矿物特点,通过系统条件实验、浮选时间实验和精选实验得到了浮选工艺参数和流程,继而开展开路实验和闭路实验,获得了较好的浮选指标。为进一步提升浮选指标,对浮选中矿进行再磨再浮实验,并对中矿再磨浮选尾矿进行氰化浸出实验,最终得到金选冶总回收率91.94%的满意指标。

某铜矿伴生金银回收的试验研究

江西某铜矿伴生金银含量分别为0.10 g/t、3.45 g/t,具有一定的综合利用价值。研究结果表明,在捕收剂为丁铵黑药,磨矿细度-0.074 mm占75%,浮选时间为5 min的条件下,对Cu、Au、Ag的综合回收指标较好。在条件试验的基础上进行了闭路试验,获得了Cu、Au、Ag品位分别为8.57%、1.63 g/t、83.6 g/t的铜精矿,相对于原矿回收率分别为4.93%、5.03%、4.64%。

某铜矿提铜降硅试验研究

某铜矿经选别后所得铜精矿含SiO_(2)约26%,SiO_(2)品位过高会增加后续冶炼成本,但提高铜品位、降低SiO_(2)品位可能会降低铜回收率。为了能够更好地提铜降硅,开展了试验研究。结果表明:随着再磨细度的提高,SiO_(2)品位呈下降趋势,铜品位呈上升趋势,铜回收率呈先上升后趋于平稳趋势;在磨矿细度-0.074 mm占75%,再磨细度-0.023 mm占85%条件下,采用一粗二扫三精的闭路试验流程,可获得铜品位23.40%,含SiO_(2 ) 12.40%,铜回收率89.42%的铜精矿。

河北某低品位钴镍矿可选性试验研究

对河北某低品位钴镍矿进行了选矿试验研究,确定采用阶段磨矿、先浮硫化矿、后硫化浮选氧化矿的异步浮选流程,通过组合药剂抑制矿泥、再磨强化硫化效果等手段,最终得到钴品位2.00%、镍品位3.90%的硫化钴镍精矿和钴品位1.47%、镍品位2.73%的氧化钴镍精矿,钴总回收率达到了77.61%,镍总回收率达到了79.20%。实现了钴和镍的初步富集与回收,为钴和镍的进一步提纯奠定了基础。

福建某锌精矿铜钼综合回收试验研究

福建某锌选矿厂的锌精矿含锌47.33%、含铜1.29%、含钼0.49%,铜、钼一直未得到有效回收。针对该锌精矿,开展再磨脱药—铜钼混合浮选—铜钼分离流程试验研究,铜钼混合浮选采用一粗两扫三精—粗精矿再磨工艺流程,铜钼分离采用一粗一扫四精工艺流程。全流程闭路试验可得到含铜20.11%、含金0.78 g/t、铜回收率65.9%的铜精矿,含钼39.49%、含铼18.28 g/t、钼回收率93.0%的钼精矿,以及含锌49.53%、锌回收率99.0%的锌精矿,有效降低了锌精矿中铜、钼杂质含量,同时得到了铜精矿和钼精矿产品,实现了锌、铜、钼的高效分离。

四川某低品位弱磁性铁矿脉动高梯度磁选试验研究

四川某铁矿石原矿铁品位较低为25.40%,硅酸铁分布率达55.04%,可利用的铁矿物以赤铁矿、褐铁矿等弱磁性矿物为主,理论回收率为44.06%。由于铁矿物嵌布粒度细,回收利用难度大,综合考虑经济成本和技术可行性,拟定了“磨矿—脉动高梯度磁选粗选—粗精矿再磨—脉动高梯度磁选精选”的技术路线分选该矿石。通过脉动高梯度磁选粗选条件试验着重考察了磨矿细度、磁感应强度、脉动频率和矿浆流速对粗选结果的影响,确定了最佳粗选条件为:原矿磨矿细度-0.074mm粒级占80%、磁感应强度0.6T、脉动频率250r/min、矿浆流速6cm/s,在此条件下粗选可获得铁品位34.97%、回收率67.74%的粗精矿;为进一步提高粗精矿铁品位,对粗精矿再磨后进行精选,在粗精矿再磨细度-0.038mm粒级占97.16%、磁感应强度0.4T、脉动频率350r/min、矿浆流速8cm/s的条件下,可获得铁品位41.08%、回收率37.40%的精矿产品。在上述最佳分选条件下,经过“一粗一精”开路磁选工艺流程,所得精矿产品铁品位由25.40%提升至41.08%,提升幅度较大,铁回收率37.40%接近理论回收率,有害元素S、P和As含量较低,满足了对精矿产品的质量要求,选别指标理想。采用脉动高梯度磁选工艺选别该类铁矿石,选别工艺简单、分选指标好,为低品位、弱磁性铁矿石的回收利用提供了有效的分选方案。

玉溪矿业有限公司提高Ⅲ系列铜选矿回收率的研究与应用

针对玉溪矿业有限公司选厂现状和供矿性质,开展选矿流程考察、矿石工艺矿物学研究,通过引进FX610-GT旋流器、增加中矿再磨流程等手段对Ⅲ系列铜选矿流程进行改造,增加了矿石单体解离度,提高了矿石可选性,Ⅲ系列铜选矿回收率提高1%,取得了良好的经济效益。文章有一定的实用性,可为磨矿不充分、单体解离度低导致选矿回收率低的金属矿石提供了技术参考。

福建某铜矿中矿再磨工艺试验研究

针对福建某铜矿中矿单体解离度低的问题,开展了中矿再磨工艺试验研究。试验研究结果表明,采用中矿集中再磨后返回粗选工艺流程,可获得铜品位22.01%、铜回收率89.25%的铜精矿。与当前的生产工艺流程相比,铜精矿含铜品位相当,而铜回收率提高了1.08个百分点,经济效益显著。

胶辊优选与使用

为了提高纺纱质量和生产效率,介绍胶辊硬度、直径的选用原则与效果,以及胶辊套制、磨砺、保养维护等使用管理要点,对比LXC-966A型胶辊与同硬度某胶辊纺集聚纺CJ 11.7 tex针织纱和赛络集聚纺CJ 36.4 tex针织纱成纱质量。指出:胶辊选型应根据成纱质量要求、纺纱工艺及设备性能进行;做好胶辊的选型及使用管理,有助于成纱质量的稳定和纺纱成本控制;LXC-966A型胶辊性能优良,使用寿命长,适纺精梳纯棉赛络集聚纺及集聚纺针织纱。