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相似文献
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1.
新疆泥质难选氧化铜矿浮选试验研究   总被引:3,自引:1,他引:2  
新疆某氧化铜矿原矿品位为1.03%,原矿中铜矿物种类多,矿石可浮性差异大,且以并不多见的难选赤铜矿为主,氧化率高,钙镁等碱性脉石含量也较高,同时,原矿中-20μm矿泥含量高达60%,属于泥质难选铜矿,且该矿泥是以火山尘的形式存在,大量矿泥的存在不仅消耗大量药剂,增加了操作难度,而且还恶化浮选环境,导致铜精矿品位和回收率低.由于采用传统的浮选药剂不能有效处理该矿石,因此,在原矿性质研究基础之上,采用一粗二精三扫一精扫的闭路流程,通过添加高效组合矿泥抑制剂CHO+A22,有效地抑制了矿泥在浮选过程的上浮,解决了浮选过程泡沫多且矿浆粘性大的问题,使整个浮选工艺顺畅进行,最终获得了铜品位18.18%,铜回收率为75.04%的良好指标,为高泥难选氧化铜矿的分选提供了一条新途径.   相似文献   

2.
多金属铜锌矿铜精矿降锌工业试验应用研究   总被引:1,自引:1,他引:0  
云南某多金属低品位铜锌矿采用部分混合浮选工艺,在生产中存在铜锌浮选分离效率低、铜精矿含锌高的突出问题。原矿工艺矿物学研究分析知原矿中铜、锌矿物单体解离度较高,原现场捕收剂对铜矿物选择性较差,导致铜精矿中锌含量高。实验室试验采用新型铜捕收剂OL-IIA替换现场原铜组合捕收剂,取得显著效果后推广到工业试验。工业试验结果表明,新药剂制度下铜精矿品位16.48%、铜的回收率45.81%,精矿含锌6.95%。原药剂制度下铜精矿品位15.80%、铜的回收率42.61%,精矿含锌11.04%。相比而言,新药剂条件下铜回收率提高了3.20%,铜精矿含锌相比原药剂降低了4.09%、银含量增加了32.33%。流程考查及产品分析可知新捕收剂OL-IIA可扩大铜矿物和锌矿物的润湿性差异,提高了铜精矿品位,有效降低了铜精矿中锌的含量,最终实现了铜锌的精确分选、高效回收。  相似文献   

3.
山东某选矿厂原矿中铜矿物以黄铜矿为主,锌矿物以闪锌矿为主,采用铜锌混浮-铜锌分离的浮选试验流程生产铜精矿,但现场试验指标不理想,生产出来的铜精矿中铜的品位为9.10%,锌的品位为18.50%,铜精矿中锌含量太高难以满足销售指标要求。针对该选矿厂铜锌混合精矿浮选分离难的问题,在实验室对其进行了浮选试验研究。试验结果表明,脱药对铜锌分离效果影响显著,其中使用活性炭脱药试验效果最佳。试验采用活性炭作为铜锌混合精矿脱药剂,采用硫酸锌+亚硫酸钠的组合抑制剂作为锌矿物的抑制剂,采用对铜矿物选择性强的Z-200作为选铜捕收剂,通过"一粗一精一扫"浮选闭路试验,在原矿铜品位为9.10%,锌品位为18.50%的条件下,最终得到的铜精矿品位为13.55%,回收率为89.42%;精矿中锌品位从18.50%降到了6.23%。  相似文献   

4.
西藏东部某铜矿原矿铜品位0.60%,钼品位0.026%,铜氧化率18.33%,钼氧化率11.54,属混合矿。本文通过使用新型高效捕收剂BKY ,采用先硫后氧工艺流程,取得较好的选矿工艺指标,小型闭路试验获得指标为:铜精矿1铜品位25.29%、铜回收率74.90%,钼品位1.21%、钼回收率82.13%;铜精矿2 铜品位6.20%、铜回收率7.37%;铜综合回收率84.85%。  相似文献   

5.
提高安徽某铜矿铜回收率的研究   总被引:3,自引:0,他引:3  
针对安徽某铜矿原矿品位下降,铜的回收率有所降低的问题,进行了选矿试验研究。采用半优先半混合浮选流程以及中矿选择性分级再磨工艺,最终获得的总铜精矿铜品位为20.71%,回收率为91.53%。在保证现有流程铜品位20.70%的情况下,回收率比原有流程提高了1.13%。  相似文献   

6.
江西某铜矿矿泥含量大,且矿泥中铜硫品位高,为回收其中的铜硫资源,矿泥经预先分级后,沉砂进行铜浮选,溢流给入铜扫选一作业中,浮铜尾矿重选回收硫的"浮-重"联合工艺对铜硫进行综合回收。铜浮选系统以"Y-10+丁黄+丁铵"组合作为铜的捕收剂,闭路试验获得铜精矿铜品位20.12%,铜回收率61.74%的选别指标。硫回收系统采用"螺旋溜槽-摇床"联合工艺,获得硫精矿硫品位为36.15%,回收率为42.95%的选别指标。  相似文献   

7.
江西某铜多金属硫化矿石含铜0.91%。为了更好地利用该铜矿资源,进行了详细的选矿试验研究。针对原矿中矿物种类复杂、嵌布粒度细小的特性,在条件试验的基础上进行了铜中矿再磨闭路试验和铜粗精矿再磨精选闭路试验,分别获得铜品位为20.53%、铜回收率为85.40%的铜精矿,和铜品位为23.41%、铜回收率为84.54%的铜精矿,为该矿的开发利用提供了技术依据。  相似文献   

8.
某选矿厂为实现铜资源的高效综合利用,从废石中大量回收原矿,导致原矿性质发生了较大改变,原矿综合铜品位降至0.5%左右。为保证选别质量,确保选厂生产顺利进行,对选厂混合原矿的性质进行了调查,调查结果显示,该选厂混合原矿的铜矿物含量较高,铜综合品位在大于0.5%,且大部分已单体解离。根据该混合原矿的性质,分别进行了选铜捕收剂优化试验,选铜抑锌优化试验,选铜抑砷优化试验,试验结果表明,对该混合原矿进行上述优化试验后,铜精矿中铜的品位可达23.66%,铜回收率可达91.52%,符合选厂要求,实现了铜资源的高效回收。  相似文献   

9.
铜陵地区某铅锌矿原矿含铜较低、铜矿物嵌布粒度不均匀且与方铅矿结合紧密,造成铅精矿含铜较高,影响铅精矿品位。为降低铅精矿含铜品位,在矿石性质研究的基础上,试验采用铜铅混浮—重铬酸钾抑铅浮铜的工艺流程,最终闭路试验获得了铜精矿含铜15.34%、含铅5.94%、铜回收率为44.49%,铅精矿含铅64.17%、含铜0.42%、铅回收率为90.99%的满意指标;既解决了铅精矿含铜较高的难题,又实现了铜资源的综合回收利用。  相似文献   

10.
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   

11.
国外某低品位含铁氧化铜矿氧化率高,绿泥石含量大、易泥化,铁含量较高。根据以上矿石性质,采用一次粗选、一次扫选、二次精选的硫氧混合浮选流程回收铜,浮选尾矿再经两段磁选回收铁,最终获得铜精矿铜品位17.04%、铜回收率52.65%,铁精矿铁品位62.62%、全铁回收率64.18%、磁性铁回收率92.96%的指标。  相似文献   

12.
某硫精矿含铜0.41%,铜矿物主要为黄铜矿和辉铜矿,硫矿物主要是磁黄铁矿,其次是黄铁矿,脉石矿物为少量蛇纹石、滑石、绿泥石等易泥化矿物,经镜下鉴定铜矿物与黄铁矿关系密切,基本以较粗的连生体形式存在,而磁黄铁矿基本不含铜。综合考虑矿石性质,确定采用"磁选脱硫—脱泥—浮铜"流程回收铜,全流程获得铜精矿铜品位20.26%,铜回收率73.41%。  相似文献   

13.
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   

14.
西藏某斑岩型铜矿中含铜1.10%~1.30%、含金0.04~0.08g/t,矿石中铜矿物以辉铜矿为主、黄铜矿次之,铜矿物嵌布粒度细、且嵌布关系复杂,金主要与铜矿物和黄铁矿伴生,原有工艺铜精矿中的金难以富集到1g/t以上,且铜回收率偏低。为高效综合回收矿石中的铜金资源,开发了低碱条件下"铜硫部分混合浮选"新工艺,并以新型捕收剂ZH-01为铜硫混选的捕收剂,铜硫混选粗精矿经一次精选后,获得合格的铜精矿。实验室小型闭路试验结果表明,在磨矿细度-74μm含量占70%、原矿含铜1.21%、含金0.06g/t的条件下,获得了含铜35.27%、铜回收率94.12%,含金1.11g/t、金回收率56.23%的铜精矿。与现场工艺相比,新工艺不仅提高了铜的回收率,伴生金也得到了综合回收,实现了矿石中铜金的高效综合回收。  相似文献   

15.
云南某含银高硫铜矿,矿石中矿物组成较为复杂,目的矿物硫化铜矿物、硫化铁矿物嵌布粒度不均匀且多数较细,银载体矿物分散。在矿石性质研究的基础上进行了选别流程对比实验研究。结果表明,采用优先浮选获得了铜品位21.60%、银品位602.84 g/t及铜回收率89.30%、银回收率54.39%的铜精矿,硫品位45.60%及硫回收率89.79%的硫精矿;采用混合浮选获得了铜品位21.24%、银品位598.42 g/t及铜回收87.38%、银回收率54.01%的铜精矿,硫品位46.38%及硫回收率87.92%的硫精矿。相对于混合浮选流程,在铜精矿中银回收率相近的情况下,优先浮选流程更充分的回收了矿石中的铜、硫,且流程稳定可靠及适合生产应用,可作为选矿工艺技术依据。  相似文献   

16.
从安徽某磁铁矿磁选尾矿中选铜的试验研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
彭会清  邓强  吕纪霞 《金属矿山》2007,37(10):123-127
安徽某磁铁矿磁选尾矿含铜、硫,但铜品位低,且铜矿物嵌布粒度细,含泥量高,以常用浮选药剂按常规铜硫混浮-铜硫分离、中矿顺序返回流程进行选矿试验,铜精矿铜品位仅为15.62%、回收率仅为75.38%。为此,采用自行研制的新型酯类硫化矿捕收剂PL411,并按中矿选择性磨浮大闭路循环新工艺进行选矿试验,最终获得铜品位为22.13%、铜回收率为81.88%的铜精矿和硫品位为46.58%、硫回收率为78.47% 的硫精矿。该试验结果为安徽某磁铁矿尾矿的二次开发奠定了基础,同时对其它类似磁铁矿尾矿的综合利用具有一定的借鉴和参考价值。  相似文献   

17.
针对某矿山硫化铜矿含炭高、有用矿物嵌布粒度细、铜及伴生银矿物回收率低,精矿质量差等问题,本试验采用硫化钠做活化剂,铁铬盐木质素作为炭质矿物的抑制剂,丁基黄药与FZ-9538做组合捕收剂进行铜(银)硫混浮-铜硫分离,且经过闭路试验获得了铜精矿中铜品位22.23%、回收率81.05%,银品位2010.85 g/t、回收率69.80%,硫精矿硫品位36.28%、回收率42.02%的良好的选矿指标。  相似文献   

18.
印度尼西亚HARITA铁矿石属于难选氧化铁矿石,矿石中铁矿物以褐铁矿和假象赤铁矿为主,且矿石含泥较多。根据矿石性质对其进行选矿试验,首先将原矿洗去矿泥后筛分成40~6 mm块矿和-6 mm粉矿,然后对块矿进行干式强磁选,再将干式强磁选尾矿和粉矿合并磨至-0.076 mm占55%后进行弱磁选—高梯度强磁选,并对洗出的矿泥进行单独弱磁选,最终获得了铁品位为59.14%、铁回收率为57.92%的块精矿和铁品位为61.41%、铁回收率为21.61%的粉精矿,两种精矿总的铁回收率达到79.53%。试验结果不仅为HARITA铁矿石的利用提供了依据,也为东南亚同类型铁矿资源的开发提供了参考。  相似文献   

19.
云南某铜镍硫化矿主要金属矿物有黄铜矿、辉铜矿、镍黄铁矿、含镍磁黄铁矿,脉石矿物主要有蛇纹石、石英。原矿含铜0.88%,含镍0.57%,该矿石属于典型的低品位铜镍硫化矿。为更好地对铜镍矿物充分回收利用,对试样进行试验研究。结果表明,试样在磨矿细度为-74μm占70%,Na_2CO_3用量1 000 g/t,CuSO_4用量200 g/t,六偏磷酸钠用量300 g/t,捕收剂用量150 g/t、松醇油用量40 g/t的条件下,采用两次粗选、两次精选、二次扫选、中矿循序返回流程处理。最终获得回收率为84.39%、品位为4.87%的铜精矿,回收率为78.83%、品位为3.05 g/t的镍精矿。  相似文献   

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