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西藏甲玛铜钼矿浮选试验研究 总被引:1,自引:0,他引:1
《矿冶》2015,(4)
根据西藏甲玛铜钼矿石的共生嵌布状况及特点,制定了铜钼混合浮选—铜钼分离的工艺试验流程。铜钼混合浮选采用常规浮选药剂,铜钼分离采用自行研发的低毒高效铜抑制剂HX,通过大量的条件试验,确定了铜钼混合浮选—铜钼分离的最佳工艺条件,并进行了全流程闭路试验,最终获得钼精矿钼品位48.49%、钼回收率86.95%,铜精矿铜品位32.23%、铜回收率95.19%的良好指标。 相似文献
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永平铜矿选矿工艺的技术改造 总被引:6,自引:3,他引:3
永平铜矿选矿厂投产后不久 ,碎矿工艺流程由于洗矿效果差、粉矿仓内矿料结拱 ,导致流程不畅 ,因此取消洗矿作业 ,并为中碎预先筛分的筛下粉矿设单独的平面矿仓。在这些措施的基础上 ,整个破碎流程打通 ,实现了达产。在浮选工艺方面 ,生产初期使用的混合浮选流程 ,不能充分适应矿石性质 ;生产对比表明 ,分步优先浮选工艺较混合浮选工艺 ,对银、铜回收率都有提高 ,硫回收率相当 ,但生产中该工艺铜粗选 pH值难以控制 ,硫回收率不稳定 ;吸取其优点 ,改造成等可浮工艺 ,取得较好效果 相似文献
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永平铜矿铜硫浮选工艺技术进展 总被引:5,自引:2,他引:3
:回顾和评述永平铜矿投产 15年来 ,铜硫浮选工艺从混合浮选、分步优先浮选工艺到等可浮工艺的技术改造实践。原设计的混合浮选流程不能充分适应矿石性质 ,药剂消耗大 ,浮选指标低 ,分步优先浮选工艺经与原混合浮选工艺在连续 4个月同时处理同类型矿石的生产对比表明 ,混合精矿均不再磨时 ,铜、硫回收率分别提高 2 .37%和 2 .5 9% ,硫回收率持平但具有较大的潜力 ;分步优先浮选工艺具有再磨量少的优点 ,但工业试验只证明技术上可行 ,而经济合理与否尚待研究 ;分步优先浮选工艺投入生产约两年的实践证明 ,生产中该工艺铜粗选pH值难以控制 ,硫回收率不稳定 ;吸取分步优先浮选工艺的优点进行等可浮工艺的改造 ,从而在确保铜回收率稳定的基础上 ,较大幅度地提高了硫回收率 相似文献
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《有色金属(选矿部分)》2015,(3):9-14
对伏牛山高硫铜锌矿石进行工艺矿物学和选矿工艺研究,研究表明,采用优先选铜—锌硫混合浮选再分离及铜锌硫依次优先浮选工艺可较好地回收矿石中的铜锌硫,优先选铜—锌硫混合浮选再分离流程得到含铜27.17%、铜回收率86.27%的铜精矿,含锌50.53%、锌回收率88.11%的锌精矿,含硫42.34%、硫回收率78.23%的硫精矿。选矿厂按此流程改造后,可产出含锌42.19%、锌回收率59.30%的锌精矿。 相似文献
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永平铜矿铜硫浮选工艺的改造实践 总被引:1,自引:0,他引:1
对永平铜矿铜硫浮选工艺从混合浮选变为分步优先浮选, 再变为等可浮工艺的改造实践进行了评述。混合精矿均不再磨时, 分步优先浮选工艺的铜、硫回收率比混合浮选工艺分别提高2.37%和2.59 %, 但分步优先浮选工艺在经济上是否合理尚待研究。生产实践证明, 分步优先浮选工艺的铜粗选pH值难以控制, 硫回收率不稳定。将分步优先浮选工艺改为等可浮工艺, 在确保铜回收率的基础上, 较大幅度地提高了硫回收率。 相似文献
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广西某低品位铜镍矿石含铜0.25%、含镍0.43%,镍主要以镍黄铁矿形式存在,铜主要以黄铜矿形式存在,铜、镍矿物均有一定程度氧化且关系密切。为了给该矿石的开发利用提供依据,对其进行了选矿工艺研究。通过对优先浮铜再浮镍方案、铜镍混合浮选方案、铜镍混合浮选再分离方案以及磁选-铜镍混合浮选方案的对比,决定采用铜镍混合浮选方案处理该矿石。按该方案进行详细的试验研究,结果表明,在-0.074 mm占74%的磨矿细度下,以碳酸钠为矿浆调整剂、丁黄药为捕收剂、2号油为起泡剂,经1粗选2扫选2精闭路浮选,可获得铜品位为5.77%、镍品位为8.31%、铜回收率为86.33%、镍回收率为76.60%的铜镍混合精矿。 相似文献
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墨西哥某铜矿浮选-浸出-萃取-电积回收铜工艺研究 总被引:1,自引:1,他引:0
墨西哥某矿为氧化铜矿物为主的混合矿,脉石主要为石英,矿石中还含有比较好浮的硫化铜矿物(黄铜矿),其酸浸效率不如氧化铜矿物,而且酸浸可能产生有害气体硫化氢。重点研究了浮选-浸出工艺,结果表明,采用硫化钠活化和丁黄药浮选,能获得铜品位为19.10%、铜回收率为35.02%的铜精矿;浮选尾矿直接用于后续浸出试验,H2SO4浓度为1 mol/L,液固比为3,室温(15 ℃)下搅拌浸出1 h,铜浸出率83.33%。以原矿为计算基准,铜浸出率为54.16%,若浮选精矿加浸出铜的总回收率则达到89.18%。 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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我国氧硫混合铜矿资源丰富,对这类铜矿进行高效选矿富集具有重要意义。云南迪庆地区有大量氧硫混合铜矿,铜品位0.67%,氧化率17.37%,含铜矿物主要为黄铜矿、斑铜矿和孔雀石。采用硫化—黄药浮选法对该矿石进行选矿,分析了活化剂和捕收剂的作用机理。研究了磨矿细度、药剂制度及粗精矿再磨等对浮选指标的影响。结果表明,以石灰为抑制剂,硫化钠为氧化铜的活化剂,丁基黄药和羟肟酸为组合捕收剂,当粗磨细度-0.074mm占85.00%、粗精矿再磨细度-0.038mm占85%时,采用一次粗选、两次扫选、两次精选的浮选闭路流程,可获得铜品位18.26%、铜回收率83.93%的铜精矿。研究结果可为混合铜矿的选矿富集提供参考。 相似文献
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针对铜、铅氧化率较高,并含有次生硫化铜的低品位矽卡岩型多金属共伴生矿石,试验在铜铅混合浮选—混合浮选尾矿选锌流程基础上,采用新研制的铅矿物有机抑制剂EMY-306,对铜铅混合精矿实现了无需脱水、脱药条件下的铜、铅有效分离,简化了传统铜铅分离工艺,为铜铅分离提供了新技术。 相似文献
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摘 要:乌山铜钼矿属于大型低品位铜钼矿床,近年来一直通过各种研究手段提高一段铜钼的回收率,最终研究发现通过中矿再选的这种方式可以有效的提高铜钼的回收率,即开出浮选流程中的精一底流+扫一泡沫进行单独再选,而且中矿再选的这种方式,不仅可以提高铜钼回收率,还能甩掉干扰浮选指标的细泥,提高混合精矿的品质,进而可能优化铜钼分离指标。通过一系列的试验研究,最终钼回收率提高3%-5%,铜根据不同矿性略有不同程度的提高。 相似文献
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针对西藏某铜矿磨矿系统与浮选系统处理能力不匹配、浮选时间不足、选矿回收率较低的问题,对该选矿厂浮选工艺流程进行了改造和生产实践。通过利用闲置浮选机设计一套独立快速浮选系统,达到了有用金属"能收早收"的目的,有效延长了精选系统的浮选时间,同时缓解了粗扫选作业的浮选压力。工艺改造后选矿指标有了大幅度提升,铜回收率由71.69%提高至75.65%,金回收率由38.37%提高至43.01%,银回收率由38.91%提高至55.72%,钼回收率由20.78%提高至22.38%,年增加经济效益可达人民币8 140万元,生产实践效果与经济效益显著。 相似文献