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1.
为解决华北某低品位斑岩型铜钼矿石的高效、低成本开发利用问题,在查明了矿石中主要有用矿物为黄铜矿、斑铜矿和辉钼矿,原生硫化铜+次生硫化铜占总铜的97.10%,硫化钼占总钼的96.02%后,以钼矿物浮选新型捕收剂为研究核心,对该矿石进行了铜钼混合浮选试验。结果表明,该矿石适宜的磨矿细度为-0.074 mm占65%,铜钼混浮粗选捕收剂Mo+MC用量为12+3 g/t,矿浆调整剂石灰用量为1 500 g/t,起泡剂2#油用量为25 g/t,采用1粗3精3扫、中矿顺序返回的闭路流程处理该矿石,可获得铜、钼品位分别为23.72%、1.044%,铜、钼回收率分别为87.22%、74.39%的铜钼混合精矿。 相似文献
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对传统黄药进行改性,合成了一种新型高效的酯类捕收剂DTC,并以此捕收剂对某铜钼尾矿进行了浮选工艺条件实验和闭路实验。在磨矿细度为-0.074mm 75%,石灰用量500g/t,水玻璃用量1000g/t,捕收剂DTC用量24g/t,起泡剂2#油用量48g/t的最佳条件下,闭路实验采用"预先脱泥-铜钼部分优先浮选—铜钼硫混合浮选再分离"的浮选工艺流程获得了铜钼混合精矿1含铜18.53%,含钼4.03%,铜、钼回收率分别为22.30%、45.20%;铜钼混合精矿2含铜2.39%,含钼0.20%,铜、钼回收率分别为3.12%、2.43%的较好浮选指标。采用紫外吸收光谱和红外光谱测试对捕收剂的浮选作用机理进行了研究。结果表明,该新型捕收剂对铜离子具有特性吸附,捕收能力强,是一种高效选择性药剂。 相似文献
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西藏某矽卡岩型低品位铜钼矿中主要有用矿物为黄铜矿、辉铜矿以及辉钼矿,原生硫化铜和次生硫化铜共占总铜的95.54%,辉钼矿占总钼的88.06%。分别采用铜钼混合浮选、等可浮和快速浮选三种试验流程进行浮选流程对比试验。结果表明,快速浮选流程效果较好。采用快速浮选经两段磨矿(一段磨矿细度-74μm占63%、二段磨矿细度-74μm占70%)、一次粗选、四次精选、三次扫选、中矿顺序返回的闭路流程处理该矿石,所用混浮粗选捕收剂Flomin-C7446+煤油用量为15+20 g/t,矿浆调整剂石灰用量为200 g/t,起泡剂松醇油用量为15 g/t,最终获得铜品位27.73%、钼品位1.47%,铜回收率93.26%、钼回收率84.66%的铜钼混合精矿。 相似文献
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存在于巴西Salobo铜矿石中的辉铜矿(Cu2S)、斑铜矿(Cu5FeS4)和兰辉铜矿(Cu2-xS)等次生铜矿物的表面氧化,使得这些硫化矿物的浮选变得相当困难和需要使用很高的浮选药剂用量.研究了降低捕收剂和起泡剂用量的两种可能的途径.这两种途径就是在浮选之前先对矿浆进行硫化处理,以及在浮选过程中使用氮气替代空气作为浮选气体.硫化处理需要控制矿浆电位,以使它保持在0~ 100mV的范围内,因为在这样的矿浆电位范围内,才能在捕收剂(90 g/t)和起泡剂(60 g/t)用量最低的条件下达到很高的铜回收率.在氮气气氛中进行浮选时,就可减少为使矿浆电位保持在最佳范围内所需的硫化钠用量. 相似文献
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青海某铜矿石中黄铜矿与磁黄铁矿、黄铁矿密切共生,铜硫分离困难,为提高铜及伴生金银的综合回收水平,进行了浮选工艺优化试验。结果表明,在磨矿细度-0.074mm含量占70%、矿浆浓度为30%、捕收剂XKP-01用量为150g/t、石灰用量为1500g/t、2#油用量为23g/t的条件下,经1粗3精2扫的闭路浮选流程,可获得铜、金、银品位分别为20.94%、1.35g/t、357.47g/t,回收率分别为93.46%、22.27%、68.67%的铜精矿。相比以D12+A6为捕收剂的现场生产工艺流程,石灰用量减少了1/4,铜、金、银回收率分别提高了6.86,6.47,31.27个百分点,在保证精矿铜品位的前提下强化了伴生金、银的综合回收。 相似文献
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Mac-10捕收剂优先浮选高硫含铜矿石新工艺 总被引:5,自引:0,他引:5
以Mac-10为捕收剂,研究新桥硫铁矿高硫含铜矿石降低药剂成本、提高选矿指标的新工艺。结果表明,在石灰用量3kg/t、矿浆pH9.5左右、Mac-10用量48g/t的条件下,采用Mac-10优先选铜工艺浮选新桥硫铁矿,可获得铜品位14.28%、金品位16.94g/t,铜回收率84.47%、金回收率34.42%的铜精矿,与黄药工艺相比,铜精矿品位提高3.97%,铜回收率提高1.26%,铜精矿中金的品位和回收率分别提高7.42g/t和8.64%。 相似文献
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综合回收皖南某铜钼矿石伴生元素的选矿试验研究 总被引:2,自引:0,他引:2
介绍皖南某铜钼矿的矿石性质,采用新药剂和新工艺进行选矿试验研究,所获得的指标为,在不加石灰、AM和丁基黄药作为铜和钼的捕收剂条件下,铜精矿品位为27.02%,铜回收率为91.20%,其中钼、金和银的含量分别为1.7%、1.7g/t和638.1g/t,相对应的回收率分别为79.91%、39.10%和68.80%,可获得良好的经济效益。 相似文献
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某闪速炉缓冷铜渣含铜1.01%,主要有用矿物为斑铜矿、辉铜矿和黄铜矿,主要脉石矿物为辉石、玻璃质和磁铁矿等。为了实现其中铜的高效回收,在工艺矿物学研究的基础上,对其进行了浮选选铜试验。结果表明,在磨矿细度为-0.045 mm占90%的情况下,采用2次粗选(一次粗选直接获得高品位铜精矿)、3次精选、2次扫选流程,其中一段硫化铜粗选的捕收剂BK-908用量为20 g/t、起泡剂2#油用量为20 g/t,二段硫化粗选的捕收剂EP用量为40 g/t、矿浆pH调整剂石灰用量为500 g/t、硫化剂硫化钠用量为250 g/t、起泡剂2#油用量为30 g/t,最终获得了铜品位为17.77%、铜回收率为89.38%的铜精矿。 相似文献
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捕收剂Mac-10浮选铜硫矿石的试验研究 总被引:2,自引:0,他引:2
通过纯矿物和实际矿石试验, 采用丁黄药、680和Mac-10作为捕收剂, 在不同条件下进行了黄铜矿和黄铁矿的浮选对比试验。研究结果表明, Mac-10在铜硫浮选分离中具有良好的应用潜力, 其捕收能力较丁黄药、680好, 并且选择性好, 能在较少的药剂用量下, 在中性或者弱碱性条件下有效实现黄铜矿与黄铁矿分离。实际矿石浮选试验表明: 碱性条件下(pH值8~9范围内), 将捕收剂Mac-10与680 (2∶1)混合使用, 相对于单独采用Mac-10, 铜精矿品位低0.25个百分点, 但回收率高3.59个百分点; 相对于单独采用680, 铜的回收率低0.22个百分点, 但铜精矿品位高2.70个百分点。 相似文献
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云南某铜铅锌多金属矿石选矿试验研究 总被引:1,自引:0,他引:1
云南某铜铅锌多金属矿石铜、铅、锌含量分别为1.08%、1.51%、2.36%。为开发利用该矿石,对其进行了选矿试验研究。结果表明:原矿磨细至-0.075 mm占72.50%,以硫酸锌+EMT-12为抑制剂、EMS-602为捕收剂经1粗3精1扫优先选铜,选铜尾矿以石灰为调整剂、硫酸锌+EMT-12为抑制剂、EMS-001为捕收剂经1粗3精1扫选铅,选铅尾矿以硫酸铜为活化剂、丁基黄药+乙基黄药为捕收剂经1粗3精1扫选锌、选锌尾矿以EMH104+硫酸铜为活化剂、丁基黄药为捕收剂经1粗1扫选硫,可以得到铜品位为20.33%、回收率为86.29%的铜精矿,铅品位为55.68%、回收率为84.35%的铅精矿,锌品位为46.83%、回收率为86.97%的锌精矿,硫品位为38.96%、回收率为71.92%的硫精矿,达到了对铜、铅、锌、硫综合回收的目的。 相似文献
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为了回收西藏某高铁铜矿的铜与铁等有价元素,进行了先磁选后浮选与先浮选后磁选两种选矿试验方案的比较,最终确定采用先浮选后磁选的工艺流程。进一步进行条件试验并确定药剂制度后,在磨矿细度为-0.074mm占80%、石灰用量为4000g/t、水玻璃用量为1000g/t、丁黄药用量为120g/t的情况下,取得铜品位为21.61%、铜回收率为93.89%的铜精矿与铁品位为55.95%、铁回收率为38.86%的铁精矿,有效实现了资源的利用。 相似文献
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为了查明新型捕收剂KMC-1对某铜钼矿铜钼分离的影响,通过浮选试验、筛分-水析的方法,对比了丁基黄药、AP、Y89(C6H13OSSNa)、异戊基黄药、丁铵黑药、KMC-1等捕收剂对浮选指标的影响。研究结果表明:新型捕收剂KMC-1优于其他5种捕收剂,采用“铜钼混合浮选—铜钼分离”工艺流程,可以获得产率0.021%、钼品位47.79%、钼回收率89.14%的钼精矿和产率1.85%、铜品位29.87%、铜回收率91.23%的铜精矿,钼精矿含铜0.51%、铜精矿含钼0.021%,铜钼互含较低,铜钼分离效果良好。捕收剂KMC-1可实现粗粒级条件下铜矿物及钼矿物的高效捕收,在较宽的粒级范围内,铜精矿铜品位及钼精矿钼品位较高。 相似文献
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根据某铜钼矿矿石性质和钼回收率不高、钼精品位低的实际,采用石灰调整矿浆pH值,混合使用Z-200#、丁黄药和煤油为捕收剂,硫化钠为铜的抑制剂,水玻璃为铜钼分离的分散剂,可以实现铜钼的高效浮选回收并能提高钼精矿质量。在实验室条件试验的基础上,依照现场生产流程进行了实验室小型闭路试验,可获得铜精矿品位22.48%、回收率92.41%,钼精矿品位48.32%、回收率91.12%,钼精矿含铜降至0.89%。 相似文献
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云南某铜矿,铜品位仅0.47%,氧化率为23.02%;矿物组成虽简单,但对浮选有害的碱性脉石矿物含量较高;总体来看,该矿属低品位难选硫氧混合型铜矿。针对该矿的性质特点,对其进行了浮选试验研究,结果表明:在丁黄药 丁铵黑药(2:1)组合作为捕收剂、其用量150g/t,磨矿细度85%-200目,活化剂硫化钠用量500 g/t的条件下,采用“一粗-一扫-三精”浮选工艺,可获得较好的技术指标,最终铜精矿品位和回收率高达17.56%和90.80%,为低品位难选硫氧混合型铜矿资源的开发利用提供了有力的参考依据。 相似文献
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针对德兴铜矿低品位矿石(铜品位0.31%)难磨难选的特点,在矿石性质分析的基础上开展了浮选试验研究。矿石黄铜矿主要呈浸染状分布,部分呈细小粒状分布于脉石中或被脉石包裹,少量黄铜矿与黄铁矿毗邻嵌布。全流程闭路浮选结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占61.60%,粗选石灰调矿浆pH值为8.0时,以Mac-12+丁黄药为捕收剂,经1粗2扫铜硫混合浮选,粗精矿再磨至-0.037 mm占68%,经1粗2精2扫铜硫分离浮选,获得的铜精矿铜回收率和品位分别为85.56%、27.27%,较现场当班铜精矿铜品位提高了1.68个百分点,铜回收率提高了3.95个百分点。提高矿浆pH值或优化捕收剂配比可改善粗选泡沫结构,提高浮选指标。 相似文献
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陕西小秦岭某浮选金尾矿中的金矿物粒度微细,主要以自然金和硫化物包裹金形式存在。为充分回收该尾矿中的金,并了解乳化-絮凝对微细粒金矿物的强化回收效果,进行了常规浮选和乳化-絮凝浮选工艺条件对比试验。结果表明,在矿浆浓度为25%、石灰用量为120 g/t、丁基黄药为100 g/t、2#油为12 g/t的情况下1次常规浮选,可获得金品位为14.00 g/t、金回收率为34.50%的金精矿;在矿浆浓度为25%、石灰用量为120 g/t、丁基黄药为60 g/t、2#油为12 g/t、乳化剂月桂酸皂用量为10 g/t、絮凝剂LR用量为20 g/t的情况下1次乳化-絮凝浮选,可获得金品位为17.31 g/t、金回收率为77.14%的金精矿。与常规浮选精矿指标相比,乳化-絮凝浮选在捕收剂丁基黄药用量下降40 g/t的情况下,金精矿金品位提高了3.31个百分点、金回收率提高了42.64个百分点,表明月桂酸皂乳化-LR絮凝可强化细粒金矿物的回收、大幅度地改善浮选精矿指标。 相似文献
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某铁矿含铁25.78%、含铜0.24%、含锌0.33%,铁矿物品位低、嵌布粒度细,采用一次性磨矿-磁选的选矿工艺,难以获得品位大于60%的铁精矿,伴生的低品位铜、锌矿物也一直未能有效回收。本文采用再磨-弱磁选-浮选的选矿工艺,对该矿石进行了铁、铜、锌的综合回收试验研究。结果表明:采用磨矿细度-0.074mm含量75.25%、再磨细度-0.043mm含量95.30%的铁粗精矿再磨-磁选工艺回收铁矿物;石灰、水玻璃、硫化钠为调整剂,DY1和乙黄药为组合捕收剂浮选回收铜矿物;硫酸铜为活化剂、丁黄药和2~#油为组合捕收剂浮选回收锌矿物,获得了铁精矿品位66.02%、回收率80.22%,铜精矿品位19.03%、回收率55.60%,锌精矿品位48.20%、回收率65.88%的试验指标,使该矿石中的铁矿物、伴生铜矿物和锌矿物均得到了有效的回收,为提高难选低品位铁资源综合利用率的研究提供了技术借鉴。 相似文献