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相似文献
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1.
铜钴多金属硫化矿浮选试验研究   总被引:3,自引:0,他引:3  
硫化铜钴矿床以铜为主。少部分钴呈类质同象赋存于黄铁矿、毒砂等硫化矿中,大部分分散赋存于硅酸盐矿物中。试验采用抑钴浮铜,优先浮选工艺流程。选用LD作为铜矿物捕收剂,石灰和漂白粉为含钴矿物抑制剂,在碱性介质中浮铜。浮选钴采用硫酸铜作为活化剂,YBJ作为捕收剂,在弱碱性介质中进行。浮选闭路试验取得良好试验效果。最终铜精矿含铜29.07%,铜回收率达到95.78%;硫钴精矿Ⅰ含钴0.31%,回收率20.74%,硫钴精矿Ⅱ含钴0.25%,回收率8.23%。  相似文献   

2.
提高精矿质量和矿产资源利用率   总被引:1,自引:0,他引:1  
对低硫低铜磁铁矿进行了不同工艺研究, 采用先浮后磁和使用高选择性捕收剂可获得精矿含铁63 .18 % , 回收率84 .34 % , 含硫0 .38 % 的合格铁精矿; 含铜13 .83 % ,回收率51 .41 % 的铜精矿;含硫35 .19 % ,回收率73 .59 % 的硫精矿, 明显提高了矿产资源利用率。  相似文献   

3.
四川某矿区低品位铜镍矿石含铜0.18%、含镍0.40%,矿石主要呈微细—中粒粒状结构、浸染状构造,脉石矿物以富含碳酸盐的泥状物为主,次为绿泥石、石英、绿帘石、绢云母等,主要工业矿物黄铜矿、镍黄铁矿、磁黄铁矿的工艺粒度较细,嵌布关系复杂。针对该矿石的性质,选用果胶作为矿泥抑制剂、乙硫氨酯作为捕收剂,采用一粗二扫四精铜镍混浮、一粗一扫三精铜镍分离、中矿顺序返回闭路流程试验,获得铜回收率55.85%的铜精矿(铜品位20.12%、含镍0.68%)和镍回收率73.95%的镍精矿(镍品位5.58%、含铜0.61%),取得了较好的选矿技术指标。  相似文献   

4.
戈保梁  聂琪  朱超  李青  冯允 《云南冶金》2013,42(1):14-18
云南马关铜钨矿含铜0.197%,含钨0.212%,含硫6.32%。为进行选厂工艺改造及工业生产提供依据,对选矿工艺方案及选别工艺影响因素进行了考察。研究结果表明,采用石灰和水玻璃作抑制剂,硫酸铜作活化剂,丁基黄药和733作捕收剂的优先浮选工艺能够适应矿石性质及生产要求。采用该工艺可以获得铜精矿含铜20.613%,铜回收率82.88%;硫精矿含硫42.63%,硫回收率80.29%;钨精矿含WO,56.58%,钨回收率91.00%的指标。  相似文献   

5.
硫化镍铜多金属共生贫矿石的浮选   总被引:2,自引:0,他引:2  
超基性岩型硫化镍铜多金属共生贫矿石中矿物种类繁多,嵌镶关系复杂,伴生有价金属丰富。该矿石的分选,尤其是精矿降镁难度大。采用以AS-4为捕收起泡剂分速浮选,中矿添加AT-4、AT-5等调整剂集中再选的BFP全混合浮选工艺,获得了良好的选别指标,原矿镍品位0.60%,铜品位0.39%时,镍铜混合精矿含镍6.74%,含铜4.55%,含氧化镁5.90%,含钴0.17%,镍回收率73.32%,铜回收率75.  相似文献   

6.
某复杂铜铅锌矿矿石特点是含硫高,铜铅锌矿物与硫分离以及铜与铅锌分离难度大,非常复杂难选。试验采用磁选-浮选联合工艺流程,磁选脱除磁黄铁矿,消除其对后续浮选的影响,磁选尾矿采用优先浮选工艺回收铜。优先浮铜采用BP+乙黄药作为捕收剂,LD-1+亚硫酸钠抑制铅,优先浮铜粗精矿铜硫分离,铜硫分离采用腐植酸钠+石灰抑制黄铁矿,提高铜精矿品位。原矿含铜0.36%,含铅0.56%,含硫25.54%,试验获得铜精矿含铜23.61%,含铅0.85%,铜回收率达到74.16%。实现了铜铅硫高效分离,试验指标优良。该浮选新工艺为复杂铜铅锌矿的高效利用提供了有效的新途径。  相似文献   

7.
对某含钼0.26%、铜8.68%、锌8.98%、铋1.58%、硫40.12%的多金属硫化矿石进行了无氰分离工艺研究,该矿石由钨重选毛砂的枱浮硫化矿和钨细泥的机浮硫化矿组成。根据矿石的性质,采用钼—铜(铋)—锌(铋)顺序优先浮选工艺流程。钼浮选时,采用选择性捕收剂BK-306,有利于提高钼回收率;采用选铜特效捕收剂BK302,有利于提高铜的回收率,并减少锌的互含损失;锌浮选时,采用异丙基黄药与丁基黄药以及选择性捕收剂BK418组合,有利于实现锌(铋)—硫的分离。铜精矿和锌精矿采用重选摇床分离回收铋。闭路试验获得钼精矿含钼50.62%、回收率94.63%;铜精矿含铜28.30%、铋2.21%、锌4.46%,铜回收率90.06%、铋回收率41.35%;锌精矿含锌41.20%、铋3.54%、铜3.43%,锌回收率82.70%、铋回收率42.77%。对铜精矿和锌精矿分别进行摇床分选,获得含铋16.86%,总回收率65.08%的铋精矿。  相似文献   

8.
为解决含铜黄铁矿氧化率较高、铜硫分离困难问题,采用SB、SJ组合抑制剂和混合捕收剂,优先浮选、粗精矿再磨工艺流程,经扩大连选试验可获得铜精矿品位18.66%、铜回收率79.48%,硫精矿品位41.82%、硫回收率90.46%的选别指标.  相似文献   

9.
四川某铜多金属硫化矿含铜1.0%,钴0.01%,硫1.85%。根据原矿性质,确定以优先浮选铜矿物—尾矿再选钴硫的工艺方案回收该矿中有用矿物。闭路试验获得铜精矿产率3.95%、铜品位24.57%、铜回收率97.06%,钴硫精矿产率1.07%、钴硫精矿中钴品位0.31%、钴回收率33.30%的良好指标。  相似文献   

10.
广西某铜锌多金属硫化矿浮选试验研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
本文对广西某难选的铜锌多金属硫化矿进行了浮选试验研究。采用优先选铜方案。难以获得理想指标;采用全硫浮选工艺,使用新药剂DY作捕收剂,单一药剂制度,就能将铜、锌矿物一起富集到粗选精矿中,铜、锌回收率分别达到80.39%、93.86%。采用漂白粉、腐植酸钠和高锰酸钾组合抑制剂对粗选金矿进行铜锌混合浮选,最终获得铜锌精矿中铜品位为7.47%,回收率为41.90%,锌品位为13.01%,回收率为66.64%。铜、锌品位不高,需进一步分离。硫粗精矿含硫48.35%,但含铜较高,也需进一步分离富集。  相似文献   

11.
陈磊  马亮 《铜业工程》2021,(4):47-51
The copper grade the low-grade copper-molybdenum ore in Shaanxi is 0.32% and the molybdenum grade is 0.048%.The copper and molybdenum minerals mainly exist in the form of sulfide ore. The properties are complex that there are many kinds of minerals in the ore, which are closely distributed and fine dissemination size. According to the properties of the ore, the technological process of bulk flotation and separation of copper and molybdenum was adopted in the experiment. With lime as regulator and reagent L03 as collector, the mixed concentrate of copper and molybdenum was obtained by the bulk flotation which flow-sheet is one roughing, three refining and two scavenging process. Then regrinding the mixed concentrate, use sodium sulfide as inhibitor of copper minerals, sodium silicate as slurry dispersant and inhibitor of silicate gangue minerals , kerosene as collector, can separate copper and molybdenum with the flow-sheet which one roughing, five refining and three scavenging. The copper concentrate with copper grade of 18.82% and copper recovery rate of 85.35% and molybdenum concentrate with molybdenum grade of 47.14% and molybdenum recovery rate of 79.24% were obtained by the final closed-circuit flotation test process, the indicator is nearly ideal.  相似文献   

12.
对秘鲁某含砷铜钼矿进行浮选性能研究。结果表明,以改性硫脲Mac-12为捕收剂、AH-1为砷矿物抑制剂,闭路循环浮选流程可得到含铜26.65%、钼0.637%、砷0.348%的合格铜精矿产品,其铜、钼、砷的回收率分别达到了88.15%、85.77%、33.80%。  相似文献   

13.
白洁 《铜业工程》2022,(5):32-35
某难选铜锌硫化矿含铜 0.36%,含锌 4.88%,含硫 24.16%,针对该矿石铜品位低而硫含量高,黄铜矿粒度细而不易解离的特点,通过一次粗选、一次扫选、铜粗精矿再磨、三次精选工艺流程,采用选择性强的捕收剂和抑制剂,获得了较好的浮选指标,铜精矿含铜 20.74%,含锌 7.98%,铜回收率 74.16%,实现铜矿物有效回收。  相似文献   

14.
以某地低品位铜钼硫化矿为研究对象,在矿石工艺矿物学研究的基础上,通过系统的浮选试验,对含铜0.31%,含钼0.029%的原矿,确定在磨矿细度为-0.074 mm占70%时,采用单一的水玻璃作为脉石矿物抑制剂,丁基黄药和丁胺黑药为铜钼硫化矿物混合捕收剂,2#油为起泡剂的药剂制度,可获得铜钼品位分别为8.26%和0.80%的铜钼硫混合粗精矿.混合粗精矿再磨后,在粒度为0.045mm%占92%的条件下,分别采用石灰和硫化钠作黄铁矿和黄铜矿的抑制剂进行分离浮选.实验室小型闭路试验获得钼精矿含钼51.19%,含铜0.30%,钼回收率达87.0%;铜精矿含铜19.19%,含钼0.12%,铜同收率为88.98%;硫精矿含硫39.30%,分选指标较为理想.  相似文献   

15.
某难选铜锌硫化矿铜回收选矿试验研究   总被引:1,自引:0,他引:1       下载免费PDF全文
白洁 《铜业工程》2020,(5):32-35
某难选铜锌硫化矿含铜0.36%,含锌4.88%,含硫24.16%,针对该矿石铜品位低而硫含量高,黄铜矿粒度细而不易解离的特点,通过一次粗选、一次扫选、铜粗精矿再磨、三次精选工艺流程,采用选择性强的捕收剂和抑制剂,获得了较好的浮选指标,铜精矿含铜20.74%,含锌7.98%,铜回收率74.16%,实现铜矿物有效回收。  相似文献   

16.
对某铜钼硫多金属矿进行了选矿试验。采用钼铜混合浮选再分离工艺流程,在原矿含 Mo 0.17%、Cu 0.137%、S 5.36%、Pb 0.067%的条件下,获得了含钼49.26%、钼回收率82.66%的钼精矿及含铜15.45%、铜回收率53.52%的铜精矿。实现了钼铜硫矿物与脉石及钼铜硫矿物之间的有效分离,获得了良好的技术指标。  相似文献   

17.
针对某难选氧硫混合型铜矿的特点,利用铜矿物之间可浮性的差异,采用“先硫后氧,先浮选易选氧化铜矿,再浮选难选氧化铜矿”的异步浮选的流程,对含铜3.99%的原矿,在条件优化试验的基础上,开展闭路试验,可以获得浮选硫化铜精矿含铜50.66%,铜回收率25.17%,氧化铜精矿含铜19.68%,回收率54.05%,浮选综合铜精矿回收率达到79.23%。  相似文献   

18.
镍精矿加压酸浸新工艺研究   总被引:4,自引:0,他引:4  
研究了金川镍精矿加压一步全浸镍、钴、铜新工艺,浸出液中和除铜后萃取分离镍钴,镍、钴、铜的浸出率可分别达到99.5%、98%和98%以上。该工艺与硫酸选择性浸出相比具有金属浸出率高、分离彻底、易分别回收等优点。  相似文献   

19.
低金高硫铜矿石回收金选矿试验研究   总被引:1,自引:0,他引:1       下载免费PDF全文
铜硫矿中低品位伴生金由于难富集到计价品位而常被忽略回收。针对含铜1.84%、含硫11.09%、含金0.12×10-6的低金高硫铜矿石,采用P10作为选铜金捕收剂,H2SO4作为选硫活化剂,丁黄作为选硫捕收剂,在低碱条件下,闭路试验可获得含铜20.98%、铜回收率为86.23%,含金1.2×10-6、金回收率为74.80%的铜金精矿及硫品位为48.9%、硫回收率为74.47%的合格硫精矿,实现了铜、硫、金的高效综合回收。低碱度铜硫分离工艺使活化剂用量大为减少,有利于硫的综合回收,降低了选矿成本。  相似文献   

20.
A physicochemical substantiation is performed for the organization of a combined flotation hydrometallurgical technology for the processing of the copper??nickel concentrates from the beneficiation of disseminated ores. This technology is used instead of the traditional pyrometallurgical technology providing the production of a sulfide concentrate with a total nickel, copper, and cobalt content of 14.64% for the through extraction of (wt %) 92.2 Ni, 74.0 Cu, 95.3 Co, 91.9 Pt, 95.9 Pd, and 96 Rh to the concentrate.  相似文献   

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