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福建某铜矿石浮选工艺优化试验研究 总被引:1,自引:1,他引:0
针对福建某铜矿铜精矿中铜品位低问题,通过选用选择性好的捕收剂Z-200、加大磨矿细度、延长铜精选时间等一系列优化措施,选别指标明显改善。闭路流程为一次粗选、三次精选、三次扫选优先选铜,选铜尾矿一次粗选、两次精选、一次扫选选硫,获得铜精矿含铜32.04%、含金6.28 g/t、含银187.00 g/t、铜回收率为86.86%、金回收率为46.08%、银回收率为47.47%,硫精矿含硫46.35%、含银32.40 g/t、硫回收率为50.44%,银回收率为34.23%。相比现场生产指标,铜回收率基本不变,铜精矿铜品位提高了近10%,其中的金品位和回收率分别提高了2.48 g/t、7.21%,硫品位下降了3.95%,硫精矿中硫回收率提高了20.74%。 相似文献
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《有色金属(选矿部分)》2018,(1)
针对都龙矿区以锌锡为主含低品位黄铜矿的多金属硫化矿,由于原矿含铜品位较低铜锌矿物嵌布粒度不均且互含关系密切,加之原矿中含滑石、云母等易浮脉石矿物的影响,采用优先选铜的原则流程及常规黄药类组合捕收剂获得的铜精矿指标不尽理想,铜精矿含铜品位16%左右、含锌品位高达9%以上,铜精矿回收率仅50%左右,难以达到铜矿物与锌矿物及脉石矿物间的高效分选回收的目的。通过对选铜药剂制度的优化研究,获得了铜精矿含铜品位21.54%、含锌品位6.41%,铜精矿回收率53.85%的选铜指标,与原药剂制度相比,铜精矿中的锌矿物及易浮脉石矿物的含量大幅度降低,选铜指标得到明显提升。 相似文献
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针对都龙矿区以锌锡为主含低品位黄铜矿的多金属硫化矿,由于原矿含铜品位较低铜锌矿物嵌布粒度不均且互含关系密切,加之原矿中含滑石、云母等易浮脉石矿物的影响,采用优先选铜的原则流程及常规黄药类组合捕收剂获得的铜精矿指标不尽理想,铜精矿含铜品位16%左右、含锌品位高达9%以上,铜精矿回收率仅50%左右,难以达到铜矿物与锌矿物及脉石矿物间的高效分选回收的目的。通过对选铜药剂制度的优化研究,获得了铜精矿含铜品位21.54%、含锌品位6.41%,铜精矿回收率53.85%的选铜指标,与原药剂制度相比,铜精矿中的锌矿物及易浮脉石矿物的含量大幅度降低,选铜指标得到明显提升。 相似文献
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《金属矿山》2015,(Z1)
对某铜品位为0.96%的单一铜矿石,为进一步提高铜矿物的回收率,在原矿含有少量磁性铁矿物时,对磨矿产品增加预先磁选工艺,预先磁选后获得磁选精矿经过磨矿选铁,尾矿浮选选铜试验表明,较直接浮选可获得更高回收率的铜精矿。原矿经磨矿至-0.076 mm占65%,在磁场强度为716.56k A/m时预先磁选后获得磁选精矿经过再磨选铁,预选尾矿和弱磁选尾矿混合后浮选选铜试验,可获得产率为4.53%、铜含量为18.86%,铜回收率为90.87%的铜精矿。相对原矿磨矿直接浮选指标铜精矿产率提高0.03个百分点,铜品位提高0.50个百分点,铜回收率提高3.94个百分点。 相似文献
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云南某低品位铜矿石铜、金品位分别为0.35%、0.114 g/t,现场以丁基黄药为捕收剂,在磨矿细度为-0.075 mm占74.30%的条件下浮选选铜,并使金在铜精矿中富集,获得的铜精矿铜金回收率分别为91.60%和45.70%。为提高金的回收效果,以现场工艺流程为基础,以提高金回收率为主要目标进行了浮选选铜试验。结果表明,在磨矿细度为-0.075 mm占80%的情况下,以Z-200+丁铵黑药为捕收剂,730A为起泡剂,采用1粗3精2扫、中矿顺序返回的闭路试验流程回收铜和金,最终获得的铜精矿铜品位为22.48%、含金4.53 g/t、铜回收率为92.85%、金回收率为56.30%。可见,以Z-200+丁铵黑药为捕收剂,不仅能显著提高铜精矿金回收率10.60个百分点,而且能小幅提高铜回收率1.25个百分点。 相似文献
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硫精矿立磨再磨再选回收铜试验研究 总被引:1,自引:0,他引:1
为提高大宝山铜矿铜回收率, 针对硫精矿中铜品位低(0.31%)、嵌布关系复杂的特点, 采用DY-1为铜捕收剂、石灰为黄铁矿抑制剂、2#油为起泡剂, 进行了硫精矿立磨再磨再选试验研究。在优化的工艺条件下, 可获得可市售的铜精矿产品。开路试验铜精矿平均产率1.07%、平均Cu品位13.19%、Cu回收率45.68%, 硫精矿硫平均品位41.20%、硫回收率84.65%。由计算机模拟计算得到闭路流程铜精矿回收率为67.28%, 品位13.19%。 相似文献
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D_2药剂浮选某氧化铜矿的研究 总被引:3,自引:1,他引:2
余云柏 《有色金属(选矿部分)》2011,(5)
对回收低品位(含铜≤1.42%)、高氧化率(氧化率占94%以上)的铜矿石,用传统的Na2S—黄药浮选法获得的铜精矿品位仅为10.63%,回收率为21.89%;单用D2活化剂—黄药浮选法回收该氧化铜矿物,效果稍好,铜精矿品位为11.38%,回收率为24.98%;而将Na2S和D2活化剂两种药剂组合配比使用,铜精矿品位可达18.83%,回收率为77.16%,加上中矿处理后,铜回收率可达80%以上;铜精矿品位和回收率都大幅度提高,效果显著。 相似文献
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采用铜、铅、锌顺序优先浮选工艺处理小茅山银铜铅锌矿石,在原矿品位为铜1.36%、铅3.27%、锌3.34%、银231.41g/t时,得到的铜精矿含铜24.80%、铜回收率77.04%,铅精矿含铅61.28%、铅回收率75.40%,锌精矿含锌48.47%、锌回收率80.02%,银在铜精矿和铅精矿中的总回收率为85.56%。工业生产长期稳定运行。 相似文献
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复杂难选铜铅锌银多金属硫化矿选矿工艺研究 总被引:6,自引:2,他引:4
陕西某铜铅锌银多金属硫化矿铜、铅、硫共生关系非常密切,且相互交代形成不同的包裹形式,针对该矿石特点,采用铜、铅、硫部分混合浮选,混合精矿再磨脱硫,用TZ-10抑铜浮铅,使铅、锌、铜、硫、银得到最大限度的回收,获得铅精矿含铅55.81%、铅回收率73.31%,锌精矿含锌57.33%、锌回收率83.42%,硫精矿含硫41.76%、硫回收率45.92%,铜精矿含铜9.84%、含银1660g/t、铜回收率57.14%、银总回收率69.75%的浮选指标。为该多金属硫化矿提供一套经济合理、技术可行的工艺流程,充分利用矿山资源,使矿山效益最大化。 相似文献
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西藏某铜铅锌多金属矿选矿工艺研究 总被引:7,自引:6,他引:1
西藏某铜铅锌多金属矿含铜0.11%、铅0.95%、锌3.95%。为综合回收各有用矿物,进行了详细的选矿工艺研究,最终确定铅锌依次优先浮选工艺流程。闭路试验获得了铅品位61.65%、铅回收率85.44%的铅精矿,锌品位48.09%、锌回收率90.40%的锌精矿。最后还对含铜铅精矿进行了铜铅分离开路试验,获得铜精矿铜品位28.67%、含铅1.21%、铜作业回收率49.23%,铅精矿铅品位72.33%、含铜0.20%、铅作业回收率94.31%的较好指标。 相似文献
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内蒙古某铅锌矿石除含铅、锌外,还含有银、少量的铜等伴生有价金属,其中原矿中含铜量为0.13%。为降低铅精矿的含铜量,产出合格铜精矿,综合提高铜铅利用价值,对铜铅混合浮选和铜铅分离工艺进行小型试验研究。研究结果表明,采用铜铅混合浮选—抑铅浮铜—混合浮选尾矿选锌流程可以较好的实现铜铅分离,铜铅混合浮选闭路试验获得铜铅混合精矿含铅品位42.65%、铅回收率72.45%,含铜品位3.64%,铜回收率75.23%。铜铅分离闭路试验获得铅精矿品位46.37%、铅回收率98.80%,铜精矿品位24.59%、铜回收率90.71%,为综合回收某铅锌矿中伴生低品位铜提供了技术依据。 相似文献
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低品位锌精矿综合回收铜工艺研究 总被引:1,自引:1,他引:0
某低品位锌精矿含锌31.99%、含铜6.38%,采用抑锌浮铜工艺回收铜,通过一次铜粗选、一次铜扫选、三次铜精选闭路流程试验,最终获得含铜18.23%、锌2.09%,回收率铜85.74%、锌1.93%的铜精矿,含锌45.09%、铜1.29%,回收率锌98.07%、铜14.26%的锌精矿,提高锌精矿质量的同时综合回收了铜。 相似文献
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分步浮选提高甘肃某铜矿石选矿指标 总被引:1,自引:0,他引:1
甘肃某铜矿石含铜1.6%左右,铜主要以黄铜矿的形式存在,但黄铜矿单体解离性能欠佳且可浮性不一致,对分选不利。现场采用常规浮选工艺处理该矿石,虽能获得合格的铜精矿,但选矿指标不是十分理想。为此,针对矿石性质,以具有较好选择性的LP-01为快速浮选捕收剂、以具有较强捕收能力的Y-89为强化浮选捕收剂进行了分步浮选试验,同时模拟现场工艺进行了对比试验。结果表明:采用分步浮选工艺可获得铜品位为25.61%、铜回收率为83.58%的铜精矿1和铜品位为13.89%、铜回收率为12.36%的铜精矿2,两者合计,综合铜精矿铜品位为23.10%、铜回收率达95.94%;而采用现场工艺获得的铜精矿铜品位为21.86%%、铜回收率为93.88%。相比之下,分步浮选工艺使铜精矿铜品位提高了1.24个百分点、铜回收率提高了2.06个百分点,优越性明显。 相似文献