资源描述:
2 0 2 0年第5期有色金属( 选矿部分) 收稿日期2 0 2 0 - 0 1 - 0 7 基金项目 国家自然科学基金资助项目(5 1 5 6 4 0 1 3) ; 中国博士后科学基金资助项目(2 0 2 0M 6 7 1 9 5 9) ; 江西省博士后科研择优资 助 项目 (J XU S T Q J Y X 2 0 1 7 2 2 8) ; 江西省教育厅科技计划项目(G J J 1 8 1 5 0 0) ; 江西理工大学清江青年英才支持计划资助(J XU S TQ J Y X 2 0 1 7 0 0 8) 作者简介 舒加强(1 9 8 0-) , 男, 硕士, 选矿工程师, 主要从事选矿技术研究与管理工作。E - m a i l4 5 1 8 5 2 7 4@q q . c o m 通信作者 胡海祥(1 9 7 9-) , 男, 博士, 副教授, 主要从事磨矿分级理论与装备、 矿物加工等研究。E - m a i lh h x o k@1 2 6 . c o m d o i1 0 . 3 9 6 9/j . i s s n . 1 6 7 1 - 9 4 9 2 . 2 0 2 0 . 0 5 . 0 1 1 武山铜矿选硫系统提高浮选指标生产实践 舒加强1, 江 琛1, 胡海祥2 , 3 ( 1 .江西铜业股份有限公司武山铜矿, 江西 瑞昌3 3 2 2 0 4; 2 .江西理工大学应用科学学院, 江西 赣州3 4 1 0 0 0; 3 .崇文章源钨业股份有限公司博士后工作站, 江西 赣州3 4 1 3 0 0) 摘 要武山铜矿选硫系统投产以来, 硫精矿品位、 回收率偏低, 未达到设计要求。结合现场实际情况, 详细剖析武山铜矿 选硫系统生产现状, 分析对选硫系统造成影响的各种因素, 提出对选硫系统增加一次分级旋流器台数, 调整分级工艺参数, 调增粗粒 精选浮选机几何容积, 增加精选浮选时间进而提高富集比等改进措施, 实施之后选硫指标显著得到提升, 硫精矿品位达到4 5 %以上, 硫作业回收率达到9 0 %以上, 实现了选硫系统达产达标, 为矿山取得了较好的经济效益。同时为矿山解决类似问题提供借鉴。 关键词选硫系统; 硫精矿品位; 富集比; 硫回收率; 经济效益 中图分类号T D 9 5 2 文献标志码A 文章编号1 6 7 1 - 9 4 9 2(2 0 2 0)0 5 - 0 0 5 9 - 0 5 I m p r o v i n gF l o t a t i o nI n d e xo fS u l f u rS e p a r a t i o nS y s t e mi nW u s h a nC o p p e rM i n e SHUJ i a q i a n g 1, J I ANGC h e n 1, HUH a i x i a n g 2,3 ( 1 . J i a n g x iC o p p e rC o m p a n yL i m i t e dW u s h a nC o p p e rM i n e,R u i c h a n g3 3 2 2 0 4,J i a n g x i,C h i n a; 2 . S c h o o l o fA p p l i e dS c i e n c e s,J i a n g x iU n i v e r s i t yo fS c i e n c ea n d T e c h n o l o g y,G a n z h o u 3 4 1 0 0 0, J i a n g x i,C h i n a; 3 .P o s t c l o c t o r a lR e s e a r c hW o r k s t a t i o no fC h o n g y iZ h a n g y u a nT u n g s t e n I n d u s t r yC o .,L t d .,G a n z h o u 3 4 1 3 0 0,J i a n g x i,C h i n a) A b s t r a c tS i n c e t h en e ws u l f u rs e p a r a t i o np r o c e s sw a sp u t i n t oo p e r a t i o ni n Wu s h a nc o p p e rm i n e,t h e g r a d ea n dr e c o v e r yo f s u l f u rc o n c e n t r a t ea r e l o w,w h i c hc a nn o tm e e t t h ed e s i g nr e q u i r e m e n t s . B a s e do nt h e a c t u a lp r o d u c t i o ns i t u a t i o n,t h ep a p e r i n v e s t i g a t e s t h e c u r r e n t s i t u a t i o no f t h en e ws u l f u r s e p a r a t i o np r o c e s s, a n da n a l y z e s t h ev a r i o u sf a c t o r st h a ta f f e c tt h es u l f u rs e p a r a t i o np r o c e s s,s o m ei m p r o v e m e n tm e a s u r e sa r e p u t f o r w a r d,s u c ha si n c r e a s i n gt h en u m b e ro fp r i m a r ys t a g ec y c l o n e s, a d j u s t i n gt h ep r o c e s sp a r a m e t e r s, e x p a n d i n gt h e g e o m e t r i c v o l u m e o f c o a r s e - g r a i n e d f l o t a t i o n m a c h i n e,i n c r e a s i n g f l o t a t i o n t i m e a n d e n r i c h m e n tr a t i o .A f t e rt h ei m p l e m e n t a t i o n,t h e s u l f u rs e p a r a t i o n t e c h n o l o g y a n d e c o n o m y h a s b e e n i m p r o v e d,t h eg r a d eo fs u l f u rc o n c e n t r a t ei so v e r4 5% a n dt h er e c o v e r yo fs u l f u ri so v e r9 0%.T h en e w s u l f u rs e p a r a t i o np r o c e s sh a sr e a c h e dt h ep r o d u c t i o ns t a n d a r da n da c h i e v e di d e a le c o n o m i cb e n e f i t sf o rt h e m i n e . I tp r o v i d e sc o n v e n i e n tn e wi d e a s f o rs i m i l a rp r o b l e m s i nm i n e s . K e yw o r d ss u l f u rs e p a r a t i o np r o c e s s;s u l f u rc o n c e n t r a t eg r a d e;e n r i c h m e n tr a t i o;s u l f u rr e c o v e r y; e c o n o m i cb e n e f i t 江西铜业股份有限公司武山铜矿是国内大型地 采铜硫矿山, 选厂规模达到60 0 0t/d, 铜硫原矿来自 南北两个矿体, 铜硫矿物类型多样, 性质复杂[ 1]。南 带以含铜矽卡岩为主, 原矿含硫低; 北带以含铜黄铁 矿为主, 原矿含硫高。武山铜矿主要以回收铜为主, 回收硫为辅, 其中硫的回收是企业收入非常重要的 95 万方数据 有色金属( 选矿部分) 2 0 2 0年第5期 组成部分。武山铜矿选硫系统于2 0 1 6年7月投产, 随着产能的不断提升, 南北原矿搭配入选比例波动 较大, 可选性变差, 选矿的硫精矿品位仅为3 5%左 右, 硫回收率6 8%左右。随着近年来环境保护要求 越来越严格, 同时低品位硫精矿市场持续低迷, 为提 高硫精矿品位和回收率, 进而提高矿山经济效益, 工 艺改造势在必行。提出对选硫系统增加一次分级旋 流器台数, 调整分级工艺参数, 调增粗粒精选浮选机 几何容积, 增加精选浮选时间进而提高富集比等改 进措施, 实施之后选硫指标显著得到提升。 1 选硫系统现状 武山铜矿选矿工艺为优先选铜, 选铜尾矿进行 两次分级, 分为粗细粒级分别选硫。分级浮选工艺 在煤矿中有较多的研究和实践, 金属矿山中的研究 和应用较少。近几年有少数针对硫化矿、 钼矿和磷 矿的分级浮选研究和实践, 取得了目的矿物提高品 位、 回收率和大幅降低药剂用量的成果[ 2 - 7]。武山铜 矿选硫系统借鉴上述成果, 不断完善选硫系统的工 艺、 设备和药剂制度, 利用现场有利条件, 实现选硫 指标的提高, 为企业带来较大经济效益。 武山铜矿改进前选硫系统的分级-浮选联合工 艺是 选铜尾矿通过F X 3 0 08水力旋流器组进行一 次分级, 沉砂产品进入Φ3m搅拌桶调浆, 进行粗粒浮 选, 一次分级的溢流进入F X 1 5 0 2 4水力旋流器组进 行二次分级, 二次分级的沉砂产品进入Φ2m搅拌桶 调浆, 进行细粒浮选, 二次分级的溢流与粗粒浮选尾矿、 细粒粗选尾矿合并为总尾矿。工艺流程图如图1所示。 图1 改造前选硫系统流程 F i g . 1 T h e f l o w s h e e to f s u l f u rs e p a r a t i o ns y s t e mb e f o r em o d i f i c a t i o n 粗粒浮选流程为一粗两精两扫, 中矿产品循序 返回前段作业; 细粒浮选流程为两粗两精一扫, 中矿 产品循序返回前段作业。其中粗粒粗选、 粗粒扫一、 粗粒扫二各采用2台KY F - 4 0型充气式浮选机, 粗 粒精一采用3台C L F - 1 6型充气式浮选机, 粗粒精二 采用2台C L F - 1 6型充气式浮选机。细粒粗一、 细粒 粗二、 细粒扫选各采用1台KY F - 4 0型充气式浮选 机, 细粒精一采用2台C L F - 1 6型充气式浮选机, 细 粒精二采用1台C L F - 1 6型充气式浮选机。选硫系 统所选用的浮选药剂主要是丁基黄药和J T - 20 0 0起 泡剂, 选硫系统药剂制度见表1、 表2。 表1 粗粒浮选药剂制度 T a b l e1 T h e f l o t a t i o nr e a g e n t s y s t e m o f c o a r s ep a r t i c l e s 药剂种类 硫入 选品位/% 药剂单耗/ ( gt -1) 加药点/ (m Lm i n-1) 搅拌桶粗粒扫一 粗粒扫二 丁基黄药 <7 . 03 1 7 5 02 5 01 5 0 ≥7 . 03 5 8 5 03 0 01 5 0 ≥8 . 04 0 9 5 03 5 01 5 0 ≥9 . 04 3 10 5 03 5 02 0 0 ≥1 0 . 04 7 11 5 04 0 02 0 0 ≥1 1 . 05 0 12 0 04 5 02 0 0 ≥1 2 . 05 4 13 0 05 0 02 0 0 J T - 20 0 02 0~3 01 0~2 05~1 05~1 0 06 万方数据 2 0 2 0年第5期舒加强等 武山铜矿选硫系统提高浮选指标生产实践 表2 细粒浮选药剂制度 T a b l e2 T h e f l o t a t i o nr e a g e n t s y s t e m o f f i n ep a r t i c l e s 药剂种类 硫入 选品位/% 药剂单耗/ ( gt -1) 加药点/ (m Lm i n-1) 搅拌桶粗粒扫一 粗粒扫二 丁基黄药 <7 . 02 0 5 0 01 5 01 0 0 ≥7 . 02 3 5 5 02 0 01 0 0 ≥8 . 02 5 6 5 02 0 01 0 0 ≥9 . 02 8 7 0 02 5 01 0 0 ≥1 0 . 03 0 7 5 02 5 01 5 0 ≥1 1 . 03 3 8 0 03 0 01 5 0 ≥1 2 . 03 5 8 5 03 0 01 5 0 J T - 20 0 01 0~1 51 0~1 55~1 05~1 0 2 选硫指标不高原因分析 2 . 1 次生矿泥量增加, 分级工艺不稳定影响选硫系 统回收率 随着矿山处理能力的增加, 原矿品位不断下降, 为使有价铜硫矿物得到充分解离, 在选铜系统中, 磨 矿细度达到-0 . 0 7 4mm占6 0%, 导致磨矿产生的次 生泥量较以往有所增加。二次分级的溢流产率占到 选铜尾矿的4 0%左右, 硫的品位在1 3%左右, 因此 溢流中硫的流失也十分严重, 尽管沉砂部分( 含粗 粒、 细粒选硫系统) 选硫作业回收率达到9 0%以上, 最终生产过程的硫总回收率只有6 8%左右[ 8]。对选 铜尾矿进行筛析分析, 分析结果如表3所示。由表3 结果可知, 选铜尾矿中-0 . 0 2 3mm颗粒的产率高达 4 1 . 4 4%, 硫品位为1 3 . 8 3 %, 硫占有率高达4 1 . 7 0 %, 因此细 粒 级 硫 的 流 失 是 导 致 硫 损 失 的 重 要 原 因 之一。 表3 选铜尾矿筛析结果 T a b l e3 T h es c r e e n i n ga n a l y s i s r e s u l t so f c o p p e r t a i l i n g s 粒级/mm产率/%硫品位/%硫占有率/% +0 . 1 81 8 . 1 93 . 1 44 . 1 6 -0 . 1 8+0 . 1 52 . 7 87 . 1 81 . 4 5 -0 . 1 5+0 . 0 9 61 4 . 8 81 3 . 1 91 4 . 2 7 -0 . 0 9 6+0 . 0 7 45 . 9 21 6 . 5 27 . 1 1 -0 . 0 7 4+0 . 0 3 81 5 . 6 22 6 . 3 52 9 . 9 4 -0 . 0 3 8+0 . 0 2 31 . 1 71 5 . 9 71 . 3 7 -0 . 0 2 34 1 . 4 41 3 . 8 34 1 . 7 0 合计 1 0 0 . 01 3 . 7 51 0 0 . 0 选硫系统中一次分级共使用8台F X - 3 0 0旋流 器, 配置Φ8 0mm溢流管和Φ4 5mm沉砂嘴, 由于矿 山处理能力已达到60 0 0t/d, 旋流器分级能力明显 不足, 进而选硫系统容易受到原矿品位波动、 停车检 修、 “ 磨机涨肚” 等波动影响, 造成分级效果不稳定, 影响了选硫系统的浮选指标。 2 . 2 粗粒精选浮选机负荷不足导致富集比不高 粗粒精选共配置5台C L F - 1 6型浮选机, 其中精 Ⅰ配置3台, 精Ⅱ配置2台。粗粒精选浮选机几何 容积偏小, 能力不足, 导致粗粒精选浮选时间不足, 粗粒精Ⅱ、 粗粒精Ⅲ矿浆面高, 泡沫层厚, 经常出现 “ 跑槽” 、 “ 冒槽” 等现象。粗粒浮选粗精矿硫品位为 4 0 . 5 6%, 粗粒精Ⅰ硫精矿品位为4 1 . 2 8%, 粗粒精Ⅱ 硫品位 为4 2 . 1 5%, 硫 精 矿 品 位 较 粗 精 矿 仅 提 高 1 . 5 1个百分点, 精选作业富集比非常低, 相应的粗粒 精Ⅰ尾返量变大, 返回粗粒粗选后, 造成恶性循环。精 选作业能力与粗选作业能力严重不匹配, 造成整个流 程的波动, 硫矿物错位分配, 影响最终选硫回收率。 2 . 3 矿浆酸性调节困难, 直接影响硫的活化和浮选 指标 武山铜矿整体工艺是优先浮铜, 再选硫, 为保障 主产品铜精矿的质量, 在选铜工艺中已使用大量石 灰抑制硫铁矿进行浮铜。当选铜尾矿进入选硫系统 后, 必然应先活化硫再进行浮选, 活化硫铁矿用的酸 水来自矿山废石堆自然产生的酸性废水, 每年的旱 季枯水季节, 酸性废水严重不足[ 8], 且 p H 值波动幅 度较大, 夏季酸性水 p H 值为2 . 3左右, 冬季酸性水 p H 值为3 . 5左右, 酸性水的酸性不强, 流量不足, 难 以满足正常生产调浆的需要, 硫的活化效果不理想, 导致硫浮选指标较差。 3 技改措施 3 . 1 优化选铜尾矿旋流器的分级参数 针对旋流器处理能力不足问题, 增加一次分级 旋流器台数, 从之前8台F X - 3 0 0旋流器增加至1 2 台, 其中4台配置Φ1 0 0mm溢流管和Φ5 0m m沉砂 嘴, 8台配置Φ8 0m m溢流管和Φ4 0m m沉砂嘴, 可以根 据原矿品位变化及流程波动, 调整旋流器的开停台 数和工艺参数, 提高分级工艺对流程波动的适应性, 较好的控制后续选硫入选原矿的品位、 矿浆流量、 水 量等特性的稳定性。 3 . 2 优化粗粒精选段的浮选机配置 原选硫系统中细粒精选配置3台C L F - 1 6型浮 选机, 精矿产率仅有1 . 5%左右, 而粗粒浮选精矿产 率约为1 3%。结合粗粒精选浮选机能力不足问题, 将原粗粒精选的5台浮选机调作粗粒精Ⅰ使用, 将 细粒精选配置的3台浮选机调作粗粒精Ⅱ使用, 取 消细粒精选作业, 增加粗粒精选浮选机的台数, 提高 粗粒精选浮选时间, 改善粗粒精选效果。针对取消 细粒精选作业带来的细粒精矿品位下降的问题, 细 16 万方数据 有色金属( 选矿部分) 2 0 2 0年第5期 粒浮选粗选Ⅱ精矿, 将不再与细粒浮选粗选Ⅰ精矿 混合, 由细粒浮选粗选Ⅰ精矿直接作为细粒浮选精矿 产品, 将细粒浮选粗选Ⅱ精矿与细粒扫选精矿混合, 返 回至细粒浮选粗选Ⅰ作业。改造后的新流程见图2。 图2 改造后的新选硫系统流程 F i g . 2 T h e f l o w s h e e to fn e ws u l f u rs e p a r a t i o ns y s t e ma f t e rm o d i f i c a t i o n 3 . 3 粗粒精选段富集比现场试验 在药剂制度不变的情况下, 对改造后粗粒、 细粒 浮选工艺进行考察并与改造前对比, 结果见表4、 表5。 从表4可知, 对粗粒浮选工艺来说, 改造前的精选Ⅱ精 矿( 最终精矿) 品位是4 2 . 1 5 %, 回收率是8 4 . 3 4 %, 富 集比为3 . 4 9; 改造后的精选Ⅱ精矿( 最终精矿) 品位是 4 6 . 6 2 %( 品 位 提 高4 . 4 7个 百 分 点) , 回 收 率 是 9 2 . 7 0 %( 回 收 率 提 高8 . 3 6个 百 分 点) , 富 集 比 为 3 . 9 6。从表5可知, 对细粒浮选工艺来说, 改造前的精 选Ⅱ精 矿 ( 最 终 精 矿) 品 位 是4 2 . 5 3 %, 回 收 率 是 7 9 . 2 2 %, 富集比为5 . 1 7; 改造后的粗精矿( 最终精矿) 品位是4 2 . 3 2 %( 品位降低0 . 2 1个百分点) , 回收率是 7 5 . 9 1 %( 回 收 率 降 低3 . 3 1个 百 分 点) , 富 集 比 为 5 . 1 5。综合表4、 表5结果计算出改造前后最终精矿 品位提高3 . 8 3个百分点, 回收率提高5 . 0 5个百分点。 表4 粗粒浮选试验结果对比 T a b l e4 T h ec o m p a r i s o no f c o a r s e p a r t i c l e f l o t a t i o nt e s t r e s u l t s 流程产品名称 产率/ % 品位/ % 作业 回收率/% 富集比 改造前工艺 粗粒入选原矿 6 0 . 3 2 1 2 . 0 81 0 0 . 0 粗精矿 2 0 . 7 1 4 0 . 5 61 1 5 . 2 8 精Ⅰ精矿 1 8 . 2 5 4 1 . 2 81 0 3 . 3 最终精矿 1 4 . 5 8 4 2 . 1 58 4 . 3 43 . 4 9 改造后工艺 粗粒入选原矿 6 4 . 2 3 1 1 . 7 61 0 0 . 0 粗精矿 2 6 . 3 2 3 7 . 2 91 2 9 . 9 4 精Ⅰ精矿 2 0 . 3 2 4 2 . 2 81 1 3 . 7 4 最终精矿 1 5 . 0 2 4 6 . 6 29 2 . 7 03 . 9 6 表5 细粒浮选试验结果对比 T a b l e5 T h ec o m p a r i s o no f f i n e p a r t i c l e f l o t a t i o nt e s t r e s u l t s 流程产品名称 产率/ % 品位/ % 作业回收率/ % 富集比 改造前工艺 细粒入选原矿 1 6 . 7 28 . 2 21 0 0 . 0 粗精矿 4 . 5 13 6 . 5 81 2 0 . 0 4 精一精矿 3 . 2 33 9 . 6 89 3 . 2 5 最终精矿 2 . 5 64 2 . 5 37 9 . 2 25 . 1 7 改造后工艺 细粒入选原矿 1 5 . 8 98 . 2 11 0 0 . 0 最终精矿 2 . 3 44 2 . 3 27 5 . 9 15 . 1 5 4 技改效果 1) 通过增加一次分级旋流器台数, 增加分级处 理能力, 提高分级处理的负荷, 调整旋流器操作参 数, 使得分级工艺对流程波动的适应性得到提高, 选 铜尾矿的分级参数更加稳定, 分级效率更加可靠, 提 高了后续选硫入选原矿指标特性的稳定性和可靠 性, 为提高粗粒、 细粒浮选的硫品位和回收率奠定了 基础。 2) 硫的回收主要在粗粒浮选系统, 粗粒精选浮 选机台数的增加, 扩大了浮选机的几何容积, 精选浮 选时间由原先的1 7m i n左右延长到2 4m i n左右, 浮 选机内的颗粒的可浮性差异增大, 有足够的时间让 颗粒进行淘析分离, 泡沫层厚度适中, 二次富集效率 增加, 提高了精选的富集比, 浮选效果更加稳定。粗 26 万方数据 2 0 2 0年第5期舒加强等 武山铜矿选硫系统提高浮选指标生产实践 粒精选的浮选效果得到了较大的改善, “ 跑槽” 、 “ 冒 槽” 现象未再出现, 粗粒精Ⅰ尾返回量得到有效的控 制。粗粒浮选精矿品位提高到4 5%以上, 作业回收 率提高到9 0%以上, 细粒浮选精矿品位稳定在4 2% 左右。 5 结论 武山铜矿新选硫系统利用现有场地和条件, 对 工艺流程改进和完善, 技术经济指标得到了较大的 提高, 为矿山带来了巨大的经济效益[ 9], 但选硫生 产工艺仍还有提高的空间, 比如选硫酸性水供应 困难、 二次分级溢流中硫损失率偏高等, 有待下一 步研究摸索, 提出可行的措施来加以改进和完善, 不断提 高 资 源 的 回 收 力 度, 实 现 经 济 效 益 的 最 大化。 参考文献 [1] 郭灵敏, 胡建国, 阮华东, 等, 武山铜矿磨浮工艺指标考 查分析及其优化[J].铜业工程, 2 0 1 9(5) 6 1 - 6 5. 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