CN102974466A - 一种提高低品位铜镍矿回收率的浮选方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种提高低品位铜镍矿回收率的浮选方法，步骤可分为：一段磨原矿，一段粗选精矿，一段粗选尾矿；一段精选精矿，一段精选尾矿；二段粗选精矿，二段粗选尾矿；二段一次精选精矿，二段一次精选尾矿；二段二次精选精矿，二段二次精选尾矿；二段一次扫选精矿，二段一次扫选尾矿；二段二次扫选精矿，二段二次扫选尾矿。最终精矿和最终尾矿脱水。本发明使有用矿物与脉石分离，应在适宜的磨矿细度下、最大限度的除去脉石矿物，充分回收镍、铜等有价金属。得到精矿品位合格的铜镍混合精矿，为富氧顶吹熔炼系统提供合格的原料，最大限度地提高资源利用率，在原矿镍品位为0.54%～0.62%时，精矿镍品位可达4.8%～5.0%，镍回收率可达65%～70%。
Description
技术领域
本发明涉及冶金技术领域，特别是一种低品位铜镍矿提高回收率的浮选方法。
背景技术
我国的镍矿主要以硫化铜镍矿为主，常伴生Au、Ag等贵金属。根据硫化镍矿石浮选特点和矿物的可浮性，一般采用浮选方法对镍及伴生金属进行富集和回收。但是近年来随着矿山的不断深入开发，铜镍矿出矿品位逐年降低，原矿镍品位一般在0.45%~0.60%之间，主要金属矿物为磁铁矿、镍黄铁矿、磁黄铁矿、黄铜矿和少量铬铁矿。上述矿物显微镜下粗略统计其体积百分比为2%、1.5%、0.8%、0.4%和0.3%。镍黄铁矿为该矿石中主要镍矿物之一，约占矿石中矿物总量的0.5％，一般粒度细小，多呈粒状或不规则的粒状集合体嵌布于磁铁矿集合体或脉石矿物中；部分被紫硫镍矿和磁铁矿交代成残晶，常进一步转变为紫硫镍矿。镍黄铁矿和紫硫镍矿是该矿石中最重要的含镍金属硫化物。镍黄铁矿常和磁铁矿紧密连生，二者成网状、格子状、筛孔状嵌布，多呈残余结构、网格结构和细粒浸染状结构；部分镍黄铁矿呈细小粒状嵌布于脉石中。由于磁铁矿多呈细微的脉状穿插于镍黄铁矿中，使镍黄铁矿和磁铁矿难以单体解离；有部分镍黄铁矿和黄铜矿构成一种特殊的“微晶集合体”，这种“微晶集合体”铜镍分离难度较大。从处理这类低品位铜镍矿石的历史数据来看，镍回收率一般在55%~60%之间，和同矿区原矿镍品位为1.0%的矿石相比镍回收率差值降低20%左右。因此，有必要研究探索一种更加适合低品位铜镍矿石性质和现场实际的选矿新方法，最大限度地提高资源利用率。
发明内容
为了克服上述现有技术中存在的问题，本发明的目的是提供一种选矿方法，提高低品位铜镍矿石中的镍回收率。
为实现提高低品位铜镍矿回收率的目的，本发明所采用的技术方案是：采用阶段磨矿、分段浮选，在确保铜镍精矿品位的前提下，最大限度地提高铜镍回收率，为富氧顶吹熔炼提供合格的原料，强化了阶段磨矿和浮选作业的效率，符合镍矿“快选早收”的要求，同时，在一段磨矿中添加调整剂碳酸钠等药剂，保证精矿镍品位的同时，提高了低品位矿石铜镍回收率，该浮选方法具体按以下步骤进行：
1. 一种提高低品位铜镍矿回收率的浮选方法，该浮选方法具体按以下步骤进行：
步骤1：采用现有磨矿装置对原矿进行一段磨矿，一段磨矿中添加调整剂碳酸钠，当磨矿矿浆中粒度≤200目的矿粒的重量百分比达到矿浆总重量的65%～70%，矿浆重量百分比浓度为23%～27%时，进行一段粗选，加入乙基钠黄药和丁基铵黑药，得到一段粗选精矿和一段粗选尾矿；
步骤2：将步骤1得到的一段粗选精矿制成重量百分比浓度为15%～23%的矿浆，进行一段精选，精选时通入空气，充气量为0.4m3/m2·min～0.5m3/m2·min，得到一段精选精矿和一段精选尾矿，其中一段精选的精矿为最终精矿的一部分；
步骤3：对步骤2中的一段精选尾矿和步骤1中的一段粗选尾矿进行二段磨矿，磨矿中添加调整剂碳酸钠，当磨矿矿浆中粒度≤200目的矿粒的重量百分比达到矿浆总重量的75%～80%，矿浆重量百分比浓度为17%～21%时，进行二段粗选，加入乙基钠黄药和丁基铵黑药，得到二段粗选精矿和二段粗选尾矿；
步骤4：将步骤3得到的二段粗选精矿调制为重量百分比浓度为20%～30%的矿浆，进入二段一次精选，得到二段一次精选精矿和二段一次精选尾矿；将步骤3得到的二段粗选的尾矿直接进入二段一次扫选，加入乙基钠黄药，得到二段一次扫选精矿和二段一次扫选尾矿；
步骤5：将步骤4中的二段一次精选的精矿直接进入到二段二次精选，得到的精矿为最终精矿之一，与步骤2中的一段精选精矿共同组成最终精矿，送精矿脱水作业；二段二次精选的尾矿返回到二段一次精选作业循环处理；
步骤6：将步骤4中得到的二段一次精选的尾矿与二段一次扫选的精矿共同返回二段磨矿，磨矿中添加调整剂碳酸钠，磨矿后调浆为重量百分比浓度达到17%～21%，进入二段粗选循环处理；将步骤4中二段一次扫选的尾矿直接进入二段二次扫选，得到二段二次扫选精矿和二段二次扫选尾矿，其中二段二次扫选的精矿返回到二段一次扫选循环处理，二段二次扫选的尾矿为最终尾矿，送给尾矿脱水作业；
所述步骤1中在一段磨矿过程中加入碳酸钠，按每吨原矿中加入0.667kg～1.0kg碳酸钠的比例添加。
所述步骤3和步骤6中二段磨矿为闭路磨矿，二段磨矿作业中按每吨原矿中加入0.333kg～0.500kg碳酸钠的比例添加。
所述步骤1中一段粗选时，按每吨原矿中100g～140g的比例加入乙基钠黄药和10g～40g的比例加入丁基铵黑药。
所述步骤3中二段粗选时，按每吨原矿中50g～70g的比例加入乙基钠黄药和0g～20g的比例加入丁基铵黑药。
所述步骤4中二段一次扫选时，按每吨原矿中25g～35g的比例加入乙基钠黄药。
本发明提供的一种低品位铜镍矿提高回收率指标的浮选方法，使有用矿物与脉石分离，应在适宜的磨矿细度下、最大限度的除去脉石矿物，充分回收镍、铜等有价金属。得到精矿品位合格的铜镍混合精矿，为富氧顶吹熔炼系统提供合格的原料，最大限度地提高资源利用率，在原矿镍品位为0.54%～0.62%时，精矿镍品位可达4.8%～5.0%，镍回收率可达65%～70%。
附图说明
图1是本发明的工艺流程图。
具体实施方式
下面结合附图对本发明进行进一步的详细说明。
步骤1：对原矿进行一段磨矿，按每吨原矿中0.667kg～1.0kg的比例加入碳酸钠做为调整剂。当磨矿矿浆中粒度≤200目的矿粒的重量百分比达到矿浆总重量的65%～70%，矿浆重量百分比浓度为23%～27%时，按每吨原矿中100g～140g的比例加入乙基钠黄药和10g～40g的比例加入丁基铵黑药，进行一段粗选，得到一段粗选精矿和一段粗选尾矿；
步骤2：将步骤1得到的一段粗选精矿制成重量百分比浓度为15%～23%的矿浆，进行一段精选，精选时的空气充气量为0.4m3/m2·min～0.5m3/m2·min，得到一段精选精矿和一段精选尾矿，其中一段精选的精矿为最终精矿物的一部分；
步骤3：对步骤2中的一段精选尾矿和步骤1中的一段粗选尾矿进行二段磨矿，按每吨原矿中0.333kg～0.50kg的比例加入碳酸钠做为调整剂。得到磨矿矿浆中粒度≤200目的矿粒的重量百分比达到矿浆总重量的75%～80%，矿浆重量百分比浓度为17%～21%时，按每吨原矿中50g～70g的比例加入乙基钠黄药和0g～20g的比例加入丁基铵黑药，进行二段粗选，得到二段粗选精矿和二段粗选尾矿；
步骤4：将步骤3得到的二段粗选精矿调制为重量百分比浓度为20%～30%的矿浆，进入二段一次精选，得到二段一次精选精矿和二段一次精选尾矿；将步骤3得到的二段粗选的尾矿直接进入二段一次扫选，按每吨原矿中25g～35g的比例加入乙基钠黄药，得到二段一次扫选精矿和二段一次扫选尾矿；
步骤5：将步骤4中的二段一次精选的精矿直接进入到二段二次精选，得到的精矿为最终精矿之一，与步骤2中的一段精选精矿共同组成最终精矿，送精矿脱水作业；二段二次精选的尾矿返回到二段一次精选作业循环处理；
步骤6：将步骤4中得到的二段一次精选的尾矿与二段一次扫选的精矿共同返回二段磨矿，磨矿后调浆为重量百分比浓度达到17%～21%，进入二段粗选循环处理；将步骤4中二段一次扫选的尾矿直接进入二段二次扫选，得到二段二次扫选精矿和二段二次扫选尾矿，其中二段二次扫选的精矿返回到二段一次扫选循环处理，二段二次扫选的尾矿为最终尾矿，送尾矿脱水作业。
实施例1：对原矿进行一段磨矿，按每吨原矿中加入0.667kg碳酸钠做为调整剂，当磨矿矿浆中粒度≤200目的矿粒的重量百分比达到矿浆总重量的65%～70%，矿浆重量百分比浓度为23%～27%时，进行一段粗选，按每吨原矿中100g的比例加入乙基钠黄药和10g的比例加入丁基铵黑药，得到一段粗选精矿和一段粗选尾矿得到一段粗选精矿和一段粗选尾矿；将步骤1得到的一段粗选精矿制成重量百分比浓度为15%～23%的矿浆，进行一段精选，精选时的空气充气量为0.4m3/m2·min～0.5m3/m2·min，得到一段精选精矿和一段精选尾矿，其中一段精选的精矿为最终精矿物的一部分；对步骤2中的一段精选尾矿和步骤1中的一段粗选尾矿进行二段磨矿，按每吨原矿中0.333kg的比例加入碳酸钠做为调整剂，得到磨矿矿浆中粒度≤200目的矿粒的重量百分比达到矿浆总重量的75%～80%，矿浆重量百分比浓度为17%～21%时，按每吨原矿中50克的比例加入乙基钠黄药，进行二段粗选，按每吨原矿中25g的比例加入乙基钠黄药，得到二段粗选精矿和二段粗选尾矿； 将步骤3得到的二段粗选精矿调制为重量百分比浓度为20%～30%的矿浆，进入二段一次精选，得到二段一次精选精矿和二段一次精选尾矿；将步骤3得到的二段粗选的尾矿直接进入二段一次扫选，得到二段一次扫选精矿和二段一次扫选尾矿；将步骤4中的二段一次精选的精矿直接进入到二段二次精选，得到的精矿为最终精矿之一，与步骤2中的一段精选精矿共同组成最终精矿，送精矿脱水作业；二段二次精选的尾矿返回到二段一次精选作业循环处理；将步骤4中得到的二段一次精选的尾矿与二段一次扫选的精矿共同返回二段磨矿，磨矿后调浆为重量百分比浓度达到17%～21%，进入二段粗选循环处理；将步骤4中二段一次扫选的尾矿直接进入二段二次扫选，得到二段二次扫选精矿和二段二次扫选尾矿，其中二段二次扫选的精矿返回到二段一次扫选循环处理，二段二次扫选的尾矿为最终尾矿，送尾矿脱水作业；
原矿镍品位为0.54%，得到的最终精矿镍品位为4.8%，镍回收率为65%。
实施例2：对原矿进行一段磨矿，按每吨原矿中0.8kg的比例加入碳酸钠做为调整剂，当磨矿矿浆中粒度≤200目的矿粒的重量百分比达到矿浆总重量的65%～70%，矿浆重量百分比浓度为23%～27%时，进行一段粗选，按每吨原矿中110g的比例加入乙基钠黄药和20g的比例加入丁基铵黑药，得到一段粗选精矿和一段粗选尾矿；将步骤1得到的一段粗选精矿制成重量百分比浓度为15%～23%的矿浆，进行一段精选，精选时的空气充气量为0.4m3/m2·min～0.5m3/m2·min，得到一段精选精矿和一段精选尾矿，其中一段精选的精矿为最终精矿物的一部分；对步骤2中的一段精选尾矿和步骤1中的一段粗选尾矿进行二段磨矿，按每吨原矿中0.4kg的比例加入碳酸钠做为调整剂，得到磨矿矿浆中粒度≤200目的矿粒的重量百分比达到矿浆总重量的75%～80%，矿浆重量百分比浓度为17%～21%时，按每吨原矿中50克的比例加入乙基钠黄药和10克的比例加入丁铵黑药，进行二段粗选，得到二段粗选精矿和二段粗选尾矿； 将步骤3得到的二段粗选精矿调制为重量百分比浓度为20%～30%的矿浆，进入二段一次精选，得到二段一次精选精矿和二段一次精选尾矿；将步骤3得到的二段粗选的尾矿直接进入二段一次扫选，得到二段一次扫选精矿和二段一次扫选尾矿；将步骤4中的二段一次精选的精矿直接进入到二段二次精选，得到的精矿为最终精矿之一，与步骤2中的一段精选精矿共同组成最终精矿，送脱水作业；二段二次精选的尾矿返回到二段一次精选作业循环处理；将步骤4中得到的二段一次精选的尾矿与二段一次扫选的精矿共同返回二段磨矿，磨矿后调浆为重量百分比浓度达到17%～21%，进入二段粗选循环处理；将步骤4中二段一次扫选的尾矿直接进入二段二次扫选，得到二段二次扫选精矿和二段二次扫选尾矿，其中二段二次扫选的精矿返回到二段一次扫选循环处理，二段二次扫选的尾矿为最终尾矿，送尾矿脱水作业；
原矿镍品位为0.59%，得到的最终精矿镍品位为4.8%，镍回收率为67%。
实施例3：对原矿进行一段磨矿，按每吨原矿中1.0kg的比例加入碳酸钠做为调整剂，当磨矿矿浆中粒度≤200目的矿粒的重量百分比达到矿浆总重量的65%～70%，矿浆重量百分比浓度为23%～27%时，进行一段粗选，按每吨原矿中140g的比例加入乙基钠黄药和40g的比例加入丁基铵黑药，得到一段粗选精矿和一段粗选尾矿；将步骤1得到的一段粗选精矿制成重量百分比浓度为15%～23%的矿浆，进行一段精选，精选时空气的充气量为0.4m3/m2·min～0.5m3/m2·min，得到一段精选精矿和一段精选尾矿，其中一段精选的精矿为最终精矿物的一部分；对步骤2中的一段精选尾矿和步骤1中的一段粗选尾矿进行二段磨矿，按每吨原矿中0.5kg的比例加入碳酸钠做为调整剂，得到磨矿矿浆中粒度≤200目的矿粒的重量百分比达到矿浆总重量的75%～80%，矿浆重量百分比浓度为17%～21%时，进行二段粗选，按每吨原矿中70g的比例加入乙基钠黄药和20g的比例加入丁基铵黑药，得到二段粗选精矿和二段粗选尾矿； 将步骤3得到的二段粗选精矿调制为重量百分比浓度为20%～30%的矿浆，进入二段一次精选，得到二段一次精选精矿和二段一次精选尾矿；将步骤3得到的二段粗选的尾矿直接进入二段一次扫选，得到二段一次扫选精矿和二段一次扫选尾矿；将步骤4中的二段一次精选的精矿直接进入到二段二次精选，得到的精矿为最终精矿，与步骤2中的一段精选精矿共同组成最终精矿，送精矿脱水作业；二段二次精选的尾矿返回到二段一次精选作业循环处理；将步骤4中得到的二段一次精选的尾矿与二段一次扫选的精矿共同返回二段磨矿，磨矿后调浆为重量百分比浓度达到17%～21%，进入二段粗选循环处理；将步骤4中二段一次扫选的尾矿直接进入二段二次扫选，得到二段二次扫选精矿和二段二次扫选尾矿，其中二段二次扫选的精矿返回到二段一次扫选循环处理，二段二次扫选的尾矿为最终尾矿，送尾矿脱水作业；
原矿镍品位为0.62%，得到的最终精矿镍品位为4.8%，镍回收率为70%。
Claims (6)
1.一种提高低品位铜镍矿回收率的浮选方法，该浮选方法具体按以下步骤进行：
步骤1：对原矿进行一段磨矿，一段磨矿中添加调整剂碳酸钠药剂，当磨矿矿浆中粒度≤200目的矿粒的重量百分比达到矿浆总重量的65%～70%，矿浆重量百分比浓度为23%～27%时，进行一段粗选，加入乙基钠黄药和丁基铵黑药，得到一段粗选精矿和一段粗选尾矿；
步骤2：将步骤1得到的一段粗选精矿制成重量百分比浓度为15%～23%的矿浆，进行一段精选，精选时通入空气，充气量为0.4m3/m2·min～0.5m3/m2·min，得到一段精选精矿和一段精选尾矿，其中一段精选的精矿为最终精矿物的一部分；
步骤3：对步骤2中的一段精选尾矿和步骤1中的一段粗选尾矿进行二段磨矿，磨矿中添加调整剂碳酸钠药剂，当磨矿矿浆中粒度≤200目的矿粒的重量百分比达到矿浆总重量的75%～80%，矿浆重量百分比浓度为17%～21%时，进行二段粗选，加入乙基钠黄药和丁基铵黑药，得到二段粗选精矿和二段粗选尾矿；
步骤4：将步骤3得到的二段粗选精矿调制为重量百分比浓度为20%～30%的矿浆，进入二段一次精选，得到二段一次精选精矿和二段一次精选尾矿；将步骤3得到的二段粗选的尾矿直接进入二段一次扫选，加入乙基钠黄药，得到二段一次扫选精矿和二段一次扫选尾矿；
步骤5：将步骤4中的二段一次精选的精矿直接进入到二段二次精选，得到的精矿为最终精矿的一部分，与步骤2中的一段精选精矿共同组成最终精矿，送精矿脱水作业；二段二次精选的尾矿返回到二段一次精选作业循环处理；
步骤6：将步骤4中得到的二段一次精选的尾矿与二段一次扫选的精矿共同返回二段磨矿，磨矿中添加调整剂碳酸钠药剂，磨矿后调浆为重量百分比浓度达到17%～21%，进入二段粗选循环处理；将步骤4中二段一次扫选的尾矿直接进入二段二次扫选，得到二段二次扫选精矿和二段二次扫选尾矿，其中二段二次扫选的精矿返回到二段一次扫选循环处理，二段二次扫选的尾矿为最终尾矿，送尾矿脱水作业。
2.根据权利要求1所述的提高低品位铜镍精矿回收率的浮选方法，其特征在于所述步骤1中在一段磨矿过程中加入碳酸钠，按每吨原矿中加入0.667kg～1.0kg碳酸钠的比例添加。
3.根据权利要求1所述的提高低品位铜镍矿回收率的浮选方法，其特征在于所述步骤3和步骤6中二段磨矿为闭路磨矿，二段磨矿作业中按每吨原矿中加入0.333kg～0.5kg碳酸钠的比例。
4.根据权利要求1所述的提高低品位铜镍矿回收率的浮选方法，其特征在于所述步骤1中一段粗选时，按每吨原矿中100g～140g的比例加入乙基钠黄药和10g～40g的比例加入丁基铵黑药。
5.根据权利要求1所述的提高低品位铜镍矿回收率的浮选方法，其特征在于所述步骤3中二段粗选时，按每吨原矿中50g～70g的比例加入乙基钠黄药和0g～20g的比例加入丁基铵黑药。
6.根据权利要求1所述的提高低品位铜镍矿回收率的浮选方法，其特征在于所述步骤4中二段一次扫选时，按每吨原矿中25g～35g的比例加入乙基钠黄药。
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Cited By (11)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN103521356A (zh) * | 2013-10-25 | 2014-01-22 | 北京矿冶研究总院 | 分段分速分流浮选工艺方法 |
| CN103736584A (zh) * | 2014-01-20 | 2014-04-23 | 吉林吉恩镍业股份有限公司 | 一种高品位硫化铜镍矿石的选矿方法 |
| CN103801460A (zh) * | 2014-01-26 | 2014-05-21 | 乌鲁木齐金石徽龙矿业有限公司 | 一种低品位铜的浮选工艺 |
| CN103801461A (zh) * | 2014-01-26 | 2014-05-21 | 乌鲁木齐金石徽龙矿业有限公司 | 一种低品位铜镍矿的浮选工艺 |
| CN104399573A (zh) * | 2014-10-17 | 2015-03-11 | 金川集团股份有限公司 | 一种铜炉渣选矿工艺 |
| CN105214850A (zh) * | 2015-11-04 | 2016-01-06 | 江西理工大学 | 一种含滑石的硫化铜镍矿选矿方法 |
| CN107234006A (zh) * | 2017-05-26 | 2017-10-10 | 金川集团股份有限公司 | 一种高铜镍比矿物的浮选方法 |
| CN109569893A (zh) * | 2018-10-30 | 2019-04-05 | 金川集团股份有限公司 | 一种电炉镍渣回收镍铜金属的浮选方法 |
| CN109806982A (zh) * | 2019-03-19 | 2019-05-28 | 北京矿冶科技集团有限公司 | 一种硫化镍矿的选矿方法 |
| CN110152892A (zh) * | 2017-02-15 | 2019-08-23 | 奥图泰(芬兰)公司 | 浮选装置 |
| CN113713959A (zh) * | 2021-07-29 | 2021-11-30 | 四川谨而睿科技有限公司 | 一种提高钒钛磁铁矿铁精矿细度保持尾矿粗粒度的方法 |
Citations (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2404858C1 (ru) * | 2009-07-15 | 2010-11-27 | Совместное предприятие в форме закрытого акционерного общества "Изготовление, внедрение, сервис" | Способ флотационного обогащения сульфидных медно-никелевых руд |
| CN102319618A (zh) * | 2011-09-01 | 2012-01-18 | 吉林吉恩镍业股份有限公司 | 一种高磁黄铁矿含量硫化铜镍矿石的选矿方法 |
| CN102423728A (zh) * | 2011-11-24 | 2012-04-25 | 昆明理工大学 | 一种含铜硫化镍矿的浮选方法 |
| CN102441495A (zh) * | 2011-10-13 | 2012-05-09 | 金川集团有限公司 | 一种降低铜镍精矿中氧化镁含量的浮选方法 |
-
2012
- 2012-10-12 CN CN2012103859408A patent/CN102974466A/zh active Pending
Patent Citations (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2404858C1 (ru) * | 2009-07-15 | 2010-11-27 | Совместное предприятие в форме закрытого акционерного общества "Изготовление, внедрение, сервис" | Способ флотационного обогащения сульфидных медно-никелевых руд |
| CN102319618A (zh) * | 2011-09-01 | 2012-01-18 | 吉林吉恩镍业股份有限公司 | 一种高磁黄铁矿含量硫化铜镍矿石的选矿方法 |
| CN102441495A (zh) * | 2011-10-13 | 2012-05-09 | 金川集团有限公司 | 一种降低铜镍精矿中氧化镁含量的浮选方法 |
| CN102423728A (zh) * | 2011-11-24 | 2012-04-25 | 昆明理工大学 | 一种含铜硫化镍矿的浮选方法 |
Non-Patent Citations (1)
| Title |
|---|
| 王潇: "某低品位铜镍矿选矿试验研究", 《广东化工》 * |
Cited By (20)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN103521356A (zh) * | 2013-10-25 | 2014-01-22 | 北京矿冶研究总院 | 分段分速分流浮选工艺方法 |
| CN103736584A (zh) * | 2014-01-20 | 2014-04-23 | 吉林吉恩镍业股份有限公司 | 一种高品位硫化铜镍矿石的选矿方法 |
| CN103736584B (zh) * | 2014-01-20 | 2015-10-28 | 吉林吉恩镍业股份有限公司 | 一种高品位硫化铜镍矿石的选矿方法 |
| CN103801460A (zh) * | 2014-01-26 | 2014-05-21 | 乌鲁木齐金石徽龙矿业有限公司 | 一种低品位铜的浮选工艺 |
| CN103801461A (zh) * | 2014-01-26 | 2014-05-21 | 乌鲁木齐金石徽龙矿业有限公司 | 一种低品位铜镍矿的浮选工艺 |
| CN103801460B (zh) * | 2014-01-26 | 2017-01-25 | 乌鲁木齐金石徽龙矿业有限公司 | 一种低品位铜的浮选工艺 |
| CN104399573A (zh) * | 2014-10-17 | 2015-03-11 | 金川集团股份有限公司 | 一种铜炉渣选矿工艺 |
| CN104399573B (zh) * | 2014-10-17 | 2016-06-29 | 金川集团股份有限公司 | 一种铜炉渣选矿工艺 |
| CN105214850A (zh) * | 2015-11-04 | 2016-01-06 | 江西理工大学 | 一种含滑石的硫化铜镍矿选矿方法 |
| CN110300628A (zh) * | 2017-02-15 | 2019-10-01 | 奥图泰(芬兰)公司 | 浮选装置、其用途、设备和方法 |
| CN110152892A (zh) * | 2017-02-15 | 2019-08-23 | 奥图泰(芬兰)公司 | 浮选装置 |
| CN110152891A (zh) * | 2017-02-15 | 2019-08-23 | 奥图泰(芬兰)公司 | 浮选装置 |
| US11548013B2 (en) * | 2017-02-15 | 2023-01-10 | Metso Outotec Finland Oy | Flotation arrangement, its use, a plant and a method |
| CN107234006B (zh) * | 2017-05-26 | 2019-06-25 | 金川集团股份有限公司 | 一种高铜镍比矿物的浮选方法 |
| CN107234006A (zh) * | 2017-05-26 | 2017-10-10 | 金川集团股份有限公司 | 一种高铜镍比矿物的浮选方法 |
| CN109569893A (zh) * | 2018-10-30 | 2019-04-05 | 金川集团股份有限公司 | 一种电炉镍渣回收镍铜金属的浮选方法 |
| CN109806982A (zh) * | 2019-03-19 | 2019-05-28 | 北京矿冶科技集团有限公司 | 一种硫化镍矿的选矿方法 |
| CN109806982B (zh) * | 2019-03-19 | 2021-04-20 | 北京矿冶科技集团有限公司 | 一种硫化镍矿的选矿方法 |
| CN113713959A (zh) * | 2021-07-29 | 2021-11-30 | 四川谨而睿科技有限公司 | 一种提高钒钛磁铁矿铁精矿细度保持尾矿粗粒度的方法 |
| CN113713959B (zh) * | 2021-07-29 | 2022-12-13 | 四川谨而睿科技有限公司 | 一种提高钒钛磁铁矿铁精矿细度保持尾矿粗粒度的方法 |
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