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相似文献
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1.
新疆某铜镍硫化矿石为矿物分布不均匀、粒度粗细不等、镶嵌关系复杂、并伴生有金的低品位原生铜镍硫化矿石。为高效回收矿石中的铜、镍,采用铜镍混浮再分离流程对该矿石进行了选矿试验研究。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占70%的情况下,采用1粗1扫3精铜镍混浮、1粗1扫2精铜镍分离、中矿顺序返回流程处理该矿石,最终获得了铜品位为22.36%、铜回收率为65.33%、含金115.00 g/t、金回收率为63.94%的铜精矿和镍品位为6.11%、镍回收率为71.25%的镍精矿。  相似文献   

2.
新疆某低品位铜镍矿选矿试验研究   总被引:2,自引:0,他引:2  
针对新疆某低品位铜镍矿矿石性质的特点,采用1粗2扫2精铜镍混浮、1粗1扫铜镍分离、中矿顺序返回的闭路试验流程,铜镍混浮以CMC与水玻璃的组合为脉石矿物抑制剂、异丁基黄药为捕收剂、A8为辅助捕收剂,铜镍分离以活性炭为脱药剂、石灰与T12的组合为镍矿物抑制剂、Z-200为捕收剂,获得了铜品位为27.03%、铜回收率为67.79%、含镍0.93%的铜精矿,以及铜品位为3.79%、镍品位为5.59%、铜回收率29.14%、镍回收率70.82%的铜镍混合精矿。  相似文献   

3.
吉林某低品位铜镍硫化矿石铜品位为0.27%、镍品位为0.48%。矿石中含镍矿物主要为紫硫镍铁矿、镍黄铁矿,含铜矿物主要为黄铜矿、铜蓝、斑铜矿。试验研究表明,采用单一浮选流程不能获得较好的选别指标;由于矿石中紫硫镍铁矿、镍黄铁矿、黄铜矿等有用金属硫化物与磁铁矿嵌布关系密切,因此采用弱磁选对含镍矿物进行富集,获得目的矿物含量高、易泥化脉石含量低的磁性产品和目的矿物含量低、易泥化脉石含量高的非磁性产品,再分别进行磨浮流程处理。结果表明:原矿磨细至-0.074 mm占30%时进行弱磁选,磁性产品和非磁性产品分别再磨至-0.074 mm占85%后采用1粗2精2扫闭路浮选流程处理,获得了铜品位为4.53%、镍品位为6.65%、铜回收率为54.63%、镍回收率为44.90%的铜镍混合精矿1和铜品位为1.88%、镍品位为3.37%、铜回收率为23.98%、镍回收率为24.13%的铜镍混合精矿2,尾矿铜、镍品位分别降至0.06%和0.16%,实现了对该铜镍硫化矿石的有效分选。  相似文献   

4.
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   

5.
越南某铜镍矿石原矿品位低、分布分散,原矿含Ni为0.495%、Cu为0.21%,脉石矿物中MgO含量高,矿石性质复杂,属于典型的富含镁硅酸盐矿物的低品位难选铜镍硫化矿石。在对矿石进行充分的工艺矿物学的基础上,实验室采用不预先脱除脉石的情况下,采用二粗二扫四精铜镍混浮工艺,中矿顺序返回的闭路试验,粗二精矿再磨流程,最终可获得铜镍混合精矿含Ni为10.25%,Cu为4.84%,回收率分别Ni为68.84%、Cu为78.76%。  相似文献   

6.
云南某低品位铜镍硫化矿浮选试验   总被引:1,自引:0,他引:1  
刘豹  孙乾予  刘淼  鲍雪  王梓 《金属矿山》2014,43(3):80-83
为给云南某低品位铜镍硫化矿石资源的开发利用提供依据,对该矿石进行了工艺矿物学研究和选矿试验。结果表明:①矿石中的主要有用元素为铜、镍,主要有用矿物为黄铜矿、镍黄铁矿、紫硫镍矿、含镍磁黄铁矿,铜镍主要以硫化物形式存在,分别占总铜、总镍的84.09%和85.96%,铜镍紧密共生,分离难度较大,宜采用混浮工艺回收铜镍;②矿石适宜的磨矿细度为-200目占80%,铜镍混浮粗选pH调整剂Na2CO3、脉石矿物抑制剂CMC、镍矿物活化剂CuSO4、捕收剂丁基黄药+硫氨酯适宜的用量分别为800、400、200、90+30 g/t;③采用1次粗选、3次扫选、扫精1扫精选、扫精选精矿与粗精矿合并1次精选、中矿顺序返回闭路流程处理该矿石,最终获得了铜镍品位分别为6.02%和3.97%、铜镍回收率分别为83.05%和84.55%的铜镍混合精矿。  相似文献   

7.
吉林某难选铜镍硫化矿石铜品位为0.19%、镍品位为0.42%。矿石中铜镍矿物共生密切,嵌布粒度微细。为给该矿石的开发利用提供依据,进行了铜镍混合浮选-分离浮选试验。结果表明:在磨矿细度为 -0.074 mm占80%条件下,以硫酸铜为活化剂、乙基黄药+丁铵黑药为捕收剂、2号油为起泡剂、CMC为精选抑制剂,经1粗3精2扫铜镍混合浮选获得铜镍混合精矿,铜镍混合精矿再磨至-0.038 mm占90%,以石灰为抑制剂、乙基黄药为捕收剂,经1粗3精2扫铜镍分离浮选,获得了铜品位为24.62%、铜回收率为79.04%、镍品位为0.73%、镍回收率为1.06%的铜精矿及镍品位为5.73%、镍回收率为75.85%、铜品位为0.11%、铜回收率为3.22%的镍精矿,实现了铜镍的有效综合回收。  相似文献   

8.
某低品位铜镍矿含镍0.50%,含铜0.15%,金、银的含量较低,含镁较高。脉石矿物中含有大量可浮性较好的蛇纹石、滑石等钙镁矿物,同时原矿中镍氧化率较高,属于难选低品位铜镍矿石。为高效综合回收有价金属资源,对该矿石进行了选矿工艺试验研究。在“铜镍混浮-铜镍分离”的流程结构以及磨矿细度-74μm占75%的条件下,铜镍混浮添加酸化水玻璃配合CMC 共同作脉石矿物的抑制剂,强化脉石矿物的抑制,采用硫酸铜活化镍矿物,选择捕收能力较强的戊基黄药作捕收剂;对于铜镍混合精矿添加活性炭进行脱药,石灰抑制镍矿物,实现铜镍矿物的分离。全流程闭路试验可以得到含铜28.84%、铜回收率74.18%,含镍0.62%、镍回收率0.41%,含金3.30g/t、含银70g/t的铜精矿,含镍6.61%、镍回收率81.80%,含铜0.40%、铜回收率19.27%的镍精矿,铜镍分离效果较好。铜精矿中的金银均达到计价标准,且铜精矿达到了二级品的标准。“铜镍混浮-铜镍分离”工艺实现铜镍矿物的高效分离,减少铜、镍精矿中的互含,同时将贵金属金、银尽可能富集在铜精矿中,实现有用矿物最大限度的回收。  相似文献   

9.
络合剂-抑制剂联合抑镁浮铜镍试验   总被引:2,自引:0,他引:2  
为了降低西北某高镁铜镍硫化矿铜镍混浮精矿中氧化镁的含量,以EDTA二钠络合清洗含镁脉石矿物表面吸附的Cu2+、Ni2+,六偏磷酸钠和JC抑制含镁脉石矿物,对镍品位为1.29%、铜品位为0.87%、MgO含量为29.02%的矿石进行了提质降镁试验。结果表明:采用1粗2精3扫、中矿顺序返回的铜镍混浮闭路流程处理该矿石,最终获得了镍、铜品位分别为8.95%、5.21%,镍、铜回收率分别为82.91%和71.56%,MgO含量为6.13%的铜镍混合精矿;与现场工艺流程相比,优化后的工艺流程更简洁,既减少了磨矿作业段数,又大幅度简化了浮选工艺流程,且混合精矿镍、铜品位分别提高了0.28、0.71个百分点,镍、铜回收率分别提高了0.35、1.38个百分点,MgO含量下降了0.59个百分点,达到了较好的优化工艺流程、提高分选指标的效果。  相似文献   

10.
辽宁岫岩某低品位含铜镍矿石铜、镍品位分别为0.15%、0.24%,矿物成分复杂,金属矿物含量较少。87.41%的铜和80.08%的镍均以硫化矿的形式存在,主要目的矿物镍黄铁矿嵌布粒度较细。为回收利用矿石中的铜、镍,在分析矿石性质的基础上,按铜镍混浮—铜、镍分离原则流程进行浮选试验。结果表明,在磨细度-0.074 mm占85%的条件下,原矿经2粗3精2扫铜、镍混浮—铜镍混合精矿再磨至-0.038 mm 80%—1粗3精3扫铜、镍分离浮选,最终获得了镍品位2.98%、含铜0.74%,镍回收率57.12%的镍精矿和铜品位16.05%、含镍1.36%,铜回收率51.59%的铜精矿。试验结果可供选厂确定选矿工艺流程参考。  相似文献   

11.
针对广西某低品位铜镍硫化矿石性质特点,采用铜镍混合浮选-抑镍浮铜工艺流程对该矿石进行了开发利用工艺技术条件研究。结果表明:以草酸为铜镍混浮的活化剂,活性炭为铜镍分离的脱药剂,石灰、亚硫酸钠和SY为铜镍分离时镍的组合抑制剂,采用1粗4扫铜镍混合浮选、1粗2精2扫铜镍分离、中矿顺序返回流程处理该矿石,最终获得了铜品位为15.24%、铜回收率为76.65%的铜精矿,以及镍品位为4.90%、镍回收率为82.36%的镍精矿。  相似文献   

12.
新疆某低品位难选铜镍矿石铜、镍品位分别为0.23%和0.69%,现场采用预选脱除滑石—铜镍混合浮选再分离铜流程获得铜精矿和铜镍混合精矿,铜镍回收率较低。为给现场工艺流程改造提供依据,进行了选矿试验研究。结果表明:在磨矿细度为-0.074 mm占80%条件下,以六偏磷酸钠+CMC为抑制剂、硫酸铜为活化剂、Z-200+J622为捕收剂,经1粗2精1扫铜镍混合浮选,铜镍混合精矿经3次铜精选,获得了含铜18.08%、铜回收率52.17%的铜精矿和含铜2.81%、含镍16.25%、铜回收率41.73%、镍回收率81.78%的铜镍混合精矿。与现场生产指标相比,铜、镍回收率分别提高了9.67和3.45个百分点,浮选指标明显得到改善。  相似文献   

13.
针对陕西某低品位铜铅锌硫化矿石性质的特点,采用铜铅部分优先混合浮选原则流程,以西北矿冶研究院研制的锌抑制剂T80、铜铅混合浮选捕收剂酯-12、铜铅分离铅抑制剂T81为关键药剂,对该矿石进行了选矿试验研究。结果表明,采用1粗3精1扫铜铅混浮、1粗1精1扫铜铅分离、1粗2精1扫选锌、中矿顺序返回流程处理该矿石,获得了铜品位为2896%、回收率为6371%、伴生银品位为98084 g/t、回收率为1795%的铜精矿,铅品位为4537%、回收率为8187%、伴生银品位为68996 g/t、回收率为3605%的铅精矿,锌品位为5044%、锌回收率为8936%的锌精矿。  相似文献   

14.
某铜锌硫化矿浮选分离试验研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
在对福建某多金属铜锌硫化矿进行工艺矿物学研究的基础上,按常用的抑锌浮铜原则流程进行了系统的铜、锌分离回收试验。试验研究表明,采用1粗1扫2精浮铜、1粗2扫3精浮锌、中矿顺序返回的工艺流程处理该铜锌多金属硫化矿,可得到铜品位24.23%、铜回收率89.92%、含锌2.02%的铜精矿,以及锌品位53.55%、锌回收率81.87%、含铜1.33%的锌精矿。  相似文献   

15.
阙绍娟 《矿冶工程》2016,36(4):45-48
针对广西某低品位复杂铜锌多金属矿进行了选矿试验研究, 在磨矿细度-74 μm粒级占85%的情况下, 通过一粗三扫四精优先选铜、选铜尾矿一粗两扫三精选锌、选锌尾矿一粗两扫两精选硫砷、硫砷混合精矿一粗两扫两精再分离、中矿顺序返回的闭路试验流程, 获得铜精矿铜品位16.29%、铜回收率51.48%, 锌精矿锌品位45.61%、锌回收率72.15%, 硫精矿硫品位36.35%、砷品位0.67%、硫回收率46.09%, 砷精矿砷品位31.54%、砷回收率75.10%, 综合回收了矿石中的有价元素。  相似文献   

16.
青海某铜钼矿含钼0.084%,铜含量0.067%。工艺矿物学研究表明,原矿中钼主要以辉钼矿形式存在,铜以黄铜矿、辉铜矿及斑铜矿等形式赋存。针对矿石性质,结合探索实验,最终采用铜钼优先浮选工艺处理该矿石。在磨矿细度为-74μm 70%条件下,经一次粗选一次扫选两次空白精选得钼粗精矿,钼粗精矿再磨后经三次精选获得了钼品位50.21%、回收率85.21%的钼精矿;钼浮选尾矿用硫酸铜活化后经一次粗选一次扫选四次精选,获得了品位15.32%、回收率54.92%的铜精矿,实现了有价元素的综合回收。  相似文献   

17.
广西某复杂铜铅锌多金属硫化矿石铜、铅、锌、硫、银含量分别为0.64%、0.46%、1.66%、10.08%、33.99g/t,主要金属矿物为黄铜矿、方铅矿、闪锌矿、黄铁矿,矿石中金属矿物之间共生关系密切、嵌布粒度不均匀。为确定该矿石的高效开发利用工艺,进行了选矿试验。结果表明:在磨矿细度为-74μm占75%情况下,采用1粗2精2扫铜铅混浮—1粗1精1扫铜铅分离—1粗1精2扫浮锌—1粗1精1扫浮硫流程处理矿石,可获得Cu品位为23.76%、铜回收率为83.93%、Ag品位为556.76 g/t、Ag回收率为36.81%的铜精矿,Pb品位为48.23%、Pb回收率为64.81%、Ag品位为1 651.76 g/t、Ag回收率为30.49%的铅精矿,Zn品位为45.81%、Zn锌回收率为88.49%、Ag品位为71.34 g/t、Ag回收率为6.69%的锌精矿,以及S品位为44.75%、S回收率为81.39%、Ag品位为37.71 g/t、Ag回收率为20.34%的硫精矿,实现了铜、铅、锌、银、硫的高效综合回收。  相似文献   

18.
高效选择性铜捕收剂AP应用研究   总被引:3,自引:2,他引:1  
研究用高效选择性铜捕收剂AP浮选新疆某斑岩型铜矿石。该矿石含铜0.52%、含硫1.62%。试验采用一次粗选、两次扫选、粗精矿再磨、三次精选流程,获得铜品位24.41%、回收率90.04%的铜精矿。表明捕收剂AP对黄铜矿具有很好的捕收能力和选择性。  相似文献   

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