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浮选中矿选择性分级再磨浮选机理研究 总被引:2,自引:0,他引:2
安徽某铜矿随着井下的开拓延伸,铜品位有所下降,目前铜平均品位为0.62%左右,采用现场常用浮选药剂按铜硫混合浮选-铜硫分离、中矿循序返回流程试验,得到铜精矿品位21.47%、铜回收率85.52%的技术指标。采用中矿选择性分级再磨闭路大循环新工艺进行选矿试验,在铜精矿品位不低于现场指标的前提下,回收率提高到90.00%左右。综合应用Zeta电位分析与XRD测试手段,对中矿选择性分级再磨闭路大循环新工艺的机理进行研究并分析。试验结果表明,中矿选择性分级再磨闭路浮选工艺可以不断循序渐进地对有用矿物进行磨矿、分级、浮选,形成磨浮大循环,同时在闭路循环过程中改变原矿的表面性质,增大有用矿物的可浮性。 相似文献
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浮选过程中矿物的单体解离度是影响选矿回收率的重要因素。武山铜矿将精Ⅰ尾矿(中矿)由原来顺序返回选铜粗选搅拌桶,改为进入原矿泵池,经旋流器分级后粗颗粒进入球磨机再磨,使得同段磨矿与浮选作业之间构成了磨浮大循环,解决了中矿单体解离不好的问题,稳定了磨矿浮选流程,提高了选铜指标。 相似文献
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浮选过程中矿物的单体解离度是影响选矿回收率的重要因素。武山铜矿将精Ⅰ尾矿(中矿)由原来顺序返回选铜粗选搅拌桶,改为进入原矿泵池,经旋流器分级后粗颗粒进入球磨机再磨,使得同段磨矿与浮选作业之间构成了磨浮大循环,解决了中矿单体解离不好的问题,稳定了磨矿浮选流程,提高了选铜指标。 相似文献
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对某铜选厂浮选工艺流程进行改造,在铜精矿品位不低于现场指标的前提下,采用新流程进行选矿试验。对比新旧工艺选矿结果,铜、金、银回收率分别提高了2.24,4.576,.69个百分点。对新旧工艺的中矿解离度、磨矿细度、药剂吸附量等进行研究,表明新工艺的中矿再磨工艺对中矿连生体解离效果明显;新工艺采用分段磨矿,分别解离粗、细嵌布粒度的矿物,有利于提高分选效果;新工艺精矿产品药剂吸附量较旧流程大,有用矿物的上浮概率增大,有利于回收率的提高。 相似文献
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中矿选择分级再磨浮选新工艺的研究与应用 总被引:1,自引:4,他引:1
论述了中矿选择分级再磨新工艺在德兴铜矿的工业试验及生产应用情况 ,该工艺应用于选矿厂二段铜硫分离 ,二段精选一的尾矿经分级后 ,粗粒级再磨 ,使同段磨矿和浮选两个作业之间构成了一个矿物磨浮大循环 ,即磨矿和浮选对有用矿物进行选择性磨矿、分级和浮选 ,使二段铜回收率提高 0 .76% ,金回收率提高 1.39%。 相似文献
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随着有色矿产资源的不断开采,入选矿石品位下降,为了提高有色金属铜矿物的回收率,中矿再磨是行之有效的方法。对某硫化铜矿石浮选工艺流程考察的基础上,提出半优先浮选与中矿再磨新工艺,在铜精矿品位不低于原工艺的前提下,探索了磨矿细度、石灰用量、捕收剂用量的影响。对新工艺铜精矿物相分析表明独立精选段优先浮出了大量易浮铜,体现了“早收快收”的目的,中矿再磨能有效的降低粗颗粒级的产率,解离出中矿粗颗粒中的有用矿物,使中矿不断地选择性磨矿、浮选,有利于提高铜矿物的回收率。闭路试验结果表明铜精矿回收率从87.22%提高至92.15%。新工艺具有选矿效率高,操作稳定等特点,为类似硫化铜矿选厂提供了借鉴。 相似文献
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半优先浮选与中矿再磨工艺提高硫化铜矿石的选铜回收率 总被引:1,自引:0,他引:1
随着矿产资源的不断开采,入选矿石品位下降,为了提高矿物的回收率,中矿再磨是行之有效的方法。在对某硫化铜矿石浮选工艺流程考察的基础上,提出半优先浮选与中矿再磨新工艺,在铜精矿品位不低于原工艺的前提下,探索了磨矿细度、石灰用量、捕收剂用量的影响。对新工艺铜精矿物相分析表明,独立精选段优先浮出了大量易浮铜,体现了"早收快收"的原则,中矿再磨能有效地降低粗粒级的产率,解离出中矿粗颗粒中的有用矿物,使中矿不断地选择性磨矿、浮选,有利于提高铜矿物的回收率。闭路试验结果表明,铜精矿回收率从87.22%提高至92.15%。新工艺具有选矿效率高,操作稳定等特点,为类似硫化铜矿选矿厂工艺改进提供了借鉴。 相似文献
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永平铜矿选矿厂采用中矿循序返回的铜硫混合浮选-铜硫分离浮选工艺流程,因中矿单体解离不充分而影响铜的回收。为此,采用中矿选择性分级再磨新工艺进行了旨在提高永平铜矿选铜回收率的实验室试验和工业试验。实验室试验结果表明,与原工艺相比,新工艺铜回收率可提高0.64个百分点,同时铜精矿品位可提高0.43个百分点;工业试验中新工艺铜回收率提高了0.89个百分点,铜精矿品位提高了0.38个百分点,证明了新工艺工业实施的可行性。 相似文献
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某难选氧化铜矿分步优先浮选和中矿处理工艺研究 总被引:5,自引:0,他引:5
某难选氧化铜矿石氧化率和结合率高,原矿品位低,选别指标不理想。为了提高铜精矿指标,提出了分步优先浮选工艺流程方案。比较了中矿不磨、再磨再选和中矿浸出三种方案,其中以中矿浸出效果最好。新工艺的特点是,采用分步优先浮选可尽早回收易选的硫化铜和氧化铜,又可防止过磨;铜精矿品位达26.35%,回收率达70%。 相似文献
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某铜镍矿含铜0.23%、镍0.42%,属低品位硫化矿石。矿石中铜矿物大部分为黄铜矿,镍矿物主要为镍黄铁矿,其他金属矿物主要为黄铁矿、磁黄铁矿、磁铁矿。脉石矿物主要有橄榄石、辉石、斜长石、透闪石等。矿物学研究表明,该铜镍矿呈典型的浸染状构造,影响铜镍回收的主要矿物学因素是矿石中黄铜矿、镍黄铁矿的产出形式较为复杂、嵌布粒度较细、形态不甚规则。根据该矿石性质,采用BK303新型高效捕收剂,CMC作脉石矿物抑制剂,通过“两粗两扫三精-粗精矿再磨-中矿顺序返回”的工艺流程,成功实现了铜镍的高效浮选回收,闭路试验获得了铜品位3.29%、镍品位5.32%,铜回收率81.78%、镍回收率71.53%的铜镍混合精矿,取得了良好的浮选指标。 相似文献
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针对云南某铜矿嵌布粒度粗细不均、嵌布关系复杂、部分铜矿物易过磨损失,从而导致铜精矿中铜和伴生金、银回收率低的技术难点,通过采用铜选择性捕收剂BK901G和"铜快速浮选—中矿再磨再选"工艺流程,获得了较好的选矿指标,其中铜精矿中铜的品位和回收率分别达到23.79%和93.66%;伴生金、银的回收率分别达到43.92%和67.93%。该工艺技术可为同类型矿山提供借鉴。 相似文献
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安徽某铜硫矿石原矿Cu含量为0.85%、S含量为15.23%,目前生产上采用的铜硫等可浮出快铜—中矿再磨—铜硫分离流程指标不理想。为了改善分选指标,开展了铜硫混浮粗精矿再磨脱脉石—铜硫分离闭路流程、铜硫混浮出快铜—中矿再磨脱脉石—铜硫分离闭路流程以及铜硫混浮出快铜—中矿再磨—优先浮铜—铜尾浮硫闭路流程浮选效果对比试验,并从浮选指标、浮选药剂成本、现场浮选过程稳定性、选厂改造程度等多方面进行了比较分析,认为铜硫混浮出快铜—中矿再磨—优先浮铜—铜尾浮硫工艺为最佳工艺。 相似文献
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我国氧硫混合铜矿资源丰富,对这类铜矿进行高效选矿富集具有重要意义。云南迪庆地区有大量氧硫混合铜矿,铜品位0.67%,氧化率17.37%,含铜矿物主要为黄铜矿、斑铜矿和孔雀石。采用硫化—黄药浮选法对该矿石进行选矿,分析了活化剂和捕收剂的作用机理。研究了磨矿细度、药剂制度及粗精矿再磨等对浮选指标的影响。结果表明,以石灰为抑制剂,硫化钠为氧化铜的活化剂,丁基黄药和羟肟酸为组合捕收剂,当粗磨细度-0.074mm占85.00%、粗精矿再磨细度-0.038mm占85%时,采用一次粗选、两次扫选、两次精选的浮选闭路流程,可获得铜品位18.26%、铜回收率83.93%的铜精矿。研究结果可为混合铜矿的选矿富集提供参考。 相似文献
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西藏某浸染状次生硫化铜矿石铜品位为1.86%,原生硫化铜占总铜的15.05%,次生硫化铜占总铜的76.88%,主要铜矿物为斑铜矿、黄铜矿,其他金属矿物有黄铁矿、磁黄铁矿等;脉石矿物以石榴石、辉石、石英等为主。为了确定该矿石中铜、金的适宜回收工艺,进行了选矿试验。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占70%的情况下进行1粗2精快速浮选,1粗2扫常规浮选,快速精选1尾矿与常规粗选精矿合并再磨至-0.038 mm占80%的情况下进行1粗2精2扫铜硫分离,获得的快速浮选精矿铜品位为27.05%、金品位为8.28 g/t,铜、金回收率分别为60.79%、50.90%;常规浮选铜精矿铜品位为17.06%、金品位为5.02 g/t,铜、金回收率分别为29.81%、23.99%。快速浮选+常规浮选、快速精选1尾矿与常规浮选粗精矿再磨再选工艺流程既能避免铜矿物的过磨,保证铜的回收率,又可得到较高品位的铜精矿,获得较好的铜、金回收指标。 相似文献