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相似文献
 共查询到19条相似文献,搜索用时 125 毫秒
1.
针对高硫矽卡岩金铜矿中黄铁矿含量高、难抑制特点,采用对黄铁矿捕收能力非常弱的Z-200和丁基铵黑药作为浮选捕收剂,在低碱度条件下(pH值9.5)实现了铜与金的综合回收。研究结果表明:闭路试验混合精矿铜品位为21.15%、金品位为24.11g/t,铜和金的回收率分别可达93.92%和83.73%,选矿指标较为理想。  相似文献   

2.
通过矿物浮选试验、沉降试验、动电位和DLVO理论计算,考察了羧化壳聚糖在蛇纹石/镍黄铁矿浮选体系中的聚集/分散作用,研究了羧化壳聚糖对颗粒间的分散作用机理。研究结果表明:蛇纹石颗粒通过异相凝聚罩盖于镍黄铁矿表面上,降低镍黄铁矿表面疏水性能,影响其可浮性;羧化壳聚糖消除了镍黄铁矿与蛇纹石颗粒间异相凝聚,提高镍黄铁矿/蛇纹石体系中镍黄铁矿的浮选回收率。在pH为8.5时,羧化壳聚糖对镍黄铁矿/蛇纹石颗粒间的分散作用显著,并且强于羧甲基纤维素;荷正电的蛇纹石通过静电作用吸附在荷负电镍黄铁矿表面影响其浮选,羧化壳聚糖加入显著改变蛇纹石表面电性,使镍黄铁矿与蛇纹石颗粒间由静电吸引变为静电排斥,表现为异相分散,从而提高镍黄铁矿的浮选回收率。   相似文献   

3.
青海某铜矿石中黄铜矿与磁黄铁矿、黄铁矿密切共生,铜硫分离困难,为提高铜及伴生金银的综合回收水平,进行了浮选工艺优化试验。结果表明,在磨矿细度-0.074mm含量占70%、矿浆浓度为30%、捕收剂XKP-01用量为150g/t、石灰用量为1500g/t、2#油用量为23g/t的条件下,经1粗3精2扫的闭路浮选流程,可获得铜、金、银品位分别为20.94%、1.35g/t、357.47g/t,回收率分别为93.46%、22.27%、68.67%的铜精矿。相比以D12+A6为捕收剂的现场生产工艺流程,石灰用量减少了1/4,铜、金、银回收率分别提高了6.86,6.47,31.27个百分点,在保证精矿铜品位的前提下强化了伴生金、银的综合回收。  相似文献   

4.
原矿Cu品位2.52%,S含量达27.59%,硫化矿含量接近60%。铜硫分离十分困难;伴生Au、Ag含量极高,价值大,分别达7.8g/t、585.8g/t,应予以充分综合回收。工艺上摈弃传统优先浮选,采用混合浮选方案;在粗磨的基础上,对粗精矿进行再磨处理;药剂制度上采用新型抑制剂STY,并且加入少量硫化钠与活性炭进行脱药处理。在最佳条件下得到了铜、硫两种精矿产品,铜精矿Cu品位21.27%、回收率高达92.43%,同时铜精矿含银高达4115.8g/t、含金达34.9g/t;硫精矿S品位45%,含金7.5g/t、含银153.2g/t,铜、硫、金、银均得到了高效回收,尤其是铜硫分离效果很好。该研究为多铜硫金银多金属矿高效回收提供了一种可行的解决方案。  相似文献   

5.
在确保铜锌高效回收的前提下,通过试验确定了红透山含金银复杂铜锌硫化矿强化金银回收的合适磨矿细度、捕收剂种类及用量。用优化后的工艺技术条件和现场的1粗2扫3精选铜、中矿顺序返回流程处理该矿石,可获得铜品位为22.22%、回收率为92.21%的铜精矿,铜精矿中金、银的品位分别为5.51 g/t和295.00 g/t,回收率分别为58.07%和60.51%。  相似文献   

6.
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   

7.
含黄铁矿15.59%,金0.29 g/t、银8.28 g/t的锡铁山铅锌矿浮选尾矿具有综合回收利用价值。尾矿再选试验研究表明,在磨矿细度为-0.074 mm占70%,经过一次粗选,可获得含硫42.73%、回收率86.56%,含金1.01 g/t、回收率85.85%,含银31.91 g/t、回收率82.59%的混合粗精矿。该研究对资源综合利用具有较大的理论和现实意义。  相似文献   

8.
西藏某细粒嵌布难选硫化铜矿含铜0.45%,含硫3.1%,铜氧化率9.91%,矿石中铜矿物以黄铜矿为主,黄铜矿分布极不均匀,部分呈微细粒状,与脉石不易单体解离,是影响铜矿物回收的重要因素。实验采用铜硫混浮、粗精矿再磨后铜硫分离、铜硫混浮尾矿脱硫的工艺流程,药剂制度以石灰为调整剂,A4和丁铵黑药为铜矿物捕收剂,戊基黄药为黄铁矿捕收剂,MIBC为起泡剂,闭路实验取得了良好的选矿技术指标:铜精矿铜品位25.32%,铜回收率85.56%;金品位21.02 g/t,金回收率63.37%;银品位119.25 g/t,银回收率80.53%。同时,获得一个含硫19.82%、回收率78.20%的硫精矿,矿石中的黄铁矿得到综合回收。   相似文献   

9.
采用浮选工艺回收堆存尾矿中的金、银、铜、硫等有价金属元素。金、银富集在铜精矿与硫精矿中,最终得到含金82.17g/t,含银1 921.68g/t,含铜15.46%的铜精矿;含金4.13g/t,含银156.20g/t,含硫41.36%的硫精矿。实现了有用元素的综合回收。  相似文献   

10.
甘肃天水某金矿以黄铁矿、磁铁矿为主,金主要赋存在硫化矿中。为综合回收利用该矿石,进行了选矿试验研究。结果表明,采用磨矿—选硫—选铁,并将金(银)富集在黄铁矿中的工艺流程,可获得金品位43.11 g/t、金回收率98.97%,银品位133.30 g/t,银回收率99.76%的金精矿,全铁品位62.00%,全铁回收率11.56%的铁精矿,较好地实现了该金矿的综合回收。  相似文献   

11.
温凯  陈建华 《金属矿山》2018,47(12):94-98
云南某含金铜矿石铜品位1.06%、金品位0.38 g/t、硫品位3.56%。为在回收铜的同时可以综合回收金等贵金属,在自然pH条件下进行浮选试验。结果显示:新型环保抑制剂D82在有效抑制黄铁矿的同时,还可以提高金的回收指标;在磨矿细度为-0.074 mm占75.5%条件下,以D82为抑制剂、Z-200为捕收剂,经1粗2精2扫铜浮选,浮铜尾矿以硫酸铜为活化剂、丁基黄药为捕收剂,经1粗1精1扫选硫,闭路试验得到的铜精矿铜品位46.83%、金品位14.22 g/t、铜回收率93.22%、金回收率78.96%,硫精矿硫品位58.69%、回收率75.18%。以D82为抑制剂可以在自然pH条件下实现抑硫浮铜,对伴生贵金属的硫化矿浮选具有借鉴价值。  相似文献   

12.
新疆某金矿氰化尾渣含Cu0.29%、Pb0.27%、Zn0.66%、Au0.65t/g、Ag6.2t/g,铅锌氧化较严重而难于回收,铜为主要回收对象,进行了药剂制度和浮选条件的探索试验研究。在一粗一扫二精的条件下,选用Na2SO3+ZnSO4为锌硫矿物的抑制剂、PAC为铜矿物捕收剂,获得了铜品位15.27%、铜回收率80.55%,铜精矿中金品位8.32g/t,回收率23.46%;银品位129g/t,回收率37.69%的指标,实现了尾渣中铜矿物的综合回收。  相似文献   

13.
陕西某地金矿中含金5.78g/t,伴生有价低品位银、铜、铅、硫(6.75g/t、0.22%、0.28%、3.05%),为高效回收金及伴生的低品位有价元素。在工艺矿物学研究的基础上,采用混合浮选-抑硫-铜铅分离的工艺流程,可获得Au品位为22.46g/t,Ag品位117.39g/t,Pb品位13.30%,Au回收率23.55%,Ag回收率6.06%,Pb回收率为66.73%的铅金精矿。铜金精矿中Cu品位为22.95%,Au品位为486.36g/t,Ag品位为328.41g/t,Cu回收率87.45%,Au回收率72.92%,Ag回收率42.01%。硫精矿中S品位49.76%,S回收率68.46%。为该金矿资源的综合利用提供了技术依据。  相似文献   

14.
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   

15.
为了合理开发利用某含金硫化铜矿资源,开展了工艺矿物学和选矿综合利用试验研究。研究显示,矿石中主要有价元素铜品位为0.57%,伴生元素金品位为1.56 g/t;铜主要以黄铜矿的形式存在,金主要以自然金和银金矿的形式赋存,其载体矿物多为黄铁矿和黄铜矿。以YZ-05为捕收剂,采用“铜金硫混合浮选—铜硫分离—硫精矿再磨—金硫分离”的分选试验流程,闭路试验得到了铜精矿、金精矿和硫精矿,其中铜精矿Cu品位为19.57%、回收率88.7%,Au品位为36.93 g/t、回收率65.5%,Ag品位为61.00 g/t,回收率46.70%;金精矿Au品位42.27 g/t、回收率21.1%金综合回收率为86.6%;硫精矿中S品位为48.24%,回收率为69.70%。该研究为此矿石的综合回收利用提供了技术依据。  相似文献   

16.
杨文寿 《矿冶工程》2022,42(3):84-87
对某含铜金银多金属硫化矿尾矿进行了综合利用试验研究。该尾矿主要有价元素为Cu、Au和Ag, 含量分别为0.16%、0.36 g/t、62.74 g/t, 主要金属矿物为黄铁矿和黄铜矿, 金、银主要分布于黄铜矿中, 其次分布于黄铁矿中。采用磨矿-铜硫混合浮选-铜硫分离浮选工艺回收尾矿中的有价组分, 开展了磨矿细度、矿浆pH值、分散剂用量、捕收剂用量等浮选条件试验, 确定了相关工艺参数, 闭路试验获得了铜精矿产率0.68%, Cu品位18.96%、Au品位36.75 g/t、Ag品位5286.37 g/t, Cu回收率80.58%、Au回收率69.42%、Ag回收率58.79%;硫精矿产率3.39%, S品位37.16%、Cu含量0.28%、Au含量2.05 g/t、Ag含量306.81 g/t, S回收率78.24%、Cu回收率5.93%、Au回收率19.30%、Ag回收率17.01%;实现了堆存尾矿中Cu、Au、Ag、S等有价元素的高效综合利用。  相似文献   

17.
甘永刚 《金属矿山》2013,42(11):69-73
福建某银铜多金属矿石由于铜品位较低,现场采用单一浮银工艺获得银精矿,金、铜仅作为伴生元素回收。由于铜在氰化浸金、银过程中的消极作用较大,因此铜的计价系数仅为01,且金、银的计价系数也受到影响。为提高矿山和湿法冶金企业的经济效益,为工艺完善与改造提供依据,对该矿石进行了部分优先快速浮铜-金银混合浮选研究。结果表明:在现场磨矿细度下,采用1粗2精快速选铜、1粗1扫2精选银工艺处理该矿石,取得的铜精矿铜、金、银品位分别为2203%、3221 g/t、2 36000 g/t,回收率分别为4651%、3221%、1254%,银精矿铜、金、银品位分别为149%、412 g/t、1 23600 g/t,回收率分别为4023%、5269%、8401%,金、银、铜的经济价值均得到显著提高。  相似文献   

18.
抑制黄铁矿实现铜硫分离的探讨   总被引:2,自引:0,他引:2  
研究了从硫精矿中综合回收金银铜,探讨了实现铜硫分离的机理与手段。在原硫精矿中Cu,Au,Ag分别为0.67%,5.01g/t,17.23g/t的情况下,当氧化时间为15min时,可较好地实现铜硫分离。  相似文献   

19.
国外某低品位含金硫化铜矿石含铜0.36%、金0.08 g/t,针对该金、铜矿物嵌布粒度细,且主要与黄铁矿致密共生的性质特点,采用了"全硫混浮—混合粗精矿再磨—铜硫分离"的选矿工艺流程。闭路试验获得铜精矿含铜24.65%、含金4.21 g/t,铜回收率为90.19%、金回收率为68.24%,以及硫精矿含硫45.97%、硫回收率68.96%的良好试验指标,实现了铜、金资源的高效回收。   相似文献   

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