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相似文献
 共查询到18条相似文献,搜索用时 234 毫秒
1.
山东金岭铁矿选矿生产为浮磁联合工艺流程,矿石经分级溢流后先进行混合浮选,浮选后的铜钴混合精矿再经分离浮选系统进行铜钴分离。1浮选系统简介浮选工艺流程如图1所示,分为混合浮选和分  相似文献   

2.
某铜铁矿的铁品位44.23%、铜品位0.24%,采用弱磁-强磁-浮选-重选的工艺,可得到铁品位60.12%、回收率78.52%的合格铁精矿和铜品位22.13%、回收率59.37%的合格铜精矿.  相似文献   

3.
程潮铁矿选矿厂铜硫浮选流程技术改造评析   总被引:1,自引:1,他引:0  
刘曙 《金属矿山》2001,(12):46-48
程潮铁矿选矿厂铜、硫浮选流程为先混合浮选、后分离浮选工艺流程,由于浮选原矿中含铜仅0.06%-0.08%,给铜、硫回收带来一定困难,通过对流程进行技术改造,使流程和设备适应了矿石性质,取得了较好的效果。  相似文献   

4.
竹林矿高砷铜锡多金属硫化矿浮选药剂制度改进   总被引:1,自引:0,他引:1  
通过闭路浮选试验,采用KM—109捕收起泡剂,研究提高高砷铜锡多金屑硫化矿铜精矿品位和回收率的浮选药剂制度。结果表明,新药剂方案对降低铜锡多金属硫化矿精矿含砷量,提高铜精矿品位和回收率有明显效果,铜精矿品位提高1.12%,铜回收率提高3.63%,铜精矿含砷降至0.87%。新药剂方案药剂种类少,加药点少,药剂消耗少。  相似文献   

5.
研究某银、铜、铅、锌、钼多金属硫化矿的浮选工艺。采用新型铜捕收剂ERAZⅡ,部分优先浮选铜,然后铜铅混合优先浮选.混合精矿再铜铅分离。硫酸铜活化,无氰、无铬浮选锌。Cu,Pb和Zn精矿品位分别为17.09%,53.17%和52.59%,回收率分别为88.24%,79.44%和69.36%,银总回收率80.54%。Cu,Pb,Zn,Ag在尾矿中损失率分别为4.98%,2.31%,8.89%和19.46%。  相似文献   

6.
通过小型试验探索,确定以大冶铁矿选矿车间现场流程为基础,在原生矿混合浮选作业用混合捕收剂SLS—1代替乙基黄药,试验获得理想的指标。工业试验结果表明,在混合精矿铜品位相近的情况下,铜回收率可提高2.12%,金回收率提高7.11%,银回收率提高9.21%,并对后续铜硫分离浮选作业不会产生不利影响,社会效益和经济效益较为可观。  相似文献   

7.
采用优先浮选硫化铜及金、银矿物,然后,多点添加硫化钠浮选氧化铜,较大幅度地提高了铜、金、银回收率。工业生产实践表明,新工艺与原工艺相比,铜回收率提高9.22%。金回收率提高34.62%,银回收率提高17.29%,经济效益显著。  相似文献   

8.
复杂多金属硫化矿中铜铅浮选分离工艺研究   总被引:2,自引:4,他引:2  
针对复杂硫化矿进行了铜铅浮选分离研究。铜铅混合浮选精矿经过机械浓缩、脱水,无需使用常规活性炭和硫化钠脱药,用铝矿物抑制剂重铅酸钠、分散剂水玻璃进行铜铅分离。这一工艺,经生产调试,生产出铜精矿含铜24.8%~25.99%、铅2.54%~3.63%,作业回收率95.53%~97.0%,铅精矿含铅73.70%~76.47%、铜050%~085%、作业回收率96.36%~98.04%的好指标。  相似文献   

9.
孙达  李永聪  高志明 《金属矿山》2007,37(9):119-122
某铁尾矿中含铜0.38%,经一次粗选、两次扫选及四次精选的闭路浮选流程,获得铜品位23.86%、回收率68.86%的铜精矿,再对浮选尾矿进行摇床重选,使尾矿的铜品位降至0.10%,回收率提高到73.55%,重选可提高回收率4.69个百分点。建选矿厂生产品位为18.05%的铜精矿(浮选精矿与重选精矿合并),投资回收期0.8 a,经济效益显著。  相似文献   

10.
台浮硫化矿浮选分离工艺的研究   总被引:2,自引:0,他引:2  
采用优先浮选流程,成功分离了台浮硫化矿。在给矿含铜0.97%、铅0.86%、锌3.10%的情况下,获得铜、铅、锌精矿品位分别为25.86%,43.86%,49.55%,铜、铅、锌回收率分别为84.51%,82.24%,84.71%的分选指标,银也得到综合回收。浮选药剂JA,JB是分选台浮硫化矿的关键。  相似文献   

11.
某多金属硫化矿石选矿工艺研究   总被引:1,自引:2,他引:1  
介绍了某难选铜矿石的选矿工艺研究,试验采用半优先半混合的浮选工艺流程,并在混合粗精矿再磨作业采用活性炭脱药措施,强化了铜硫分离效果,获得了较好的选别指标。  相似文献   

12.
提高某铜镍矿石铜镍选矿指标的研究与实践   总被引:3,自引:0,他引:3  
研究提高某铜镍矿矿石选别指标的方法并应用于工业实践。通过工艺流程改进及应用新药剂组合 ,获得了较好的铜镍矿石的选别指标。镍精矿镍品位和回收率分别由 6 3 3 9%和 85 19%提高到 7 789%和 86 0 0 %。铜精矿铜品位和回收率分别由 2 3 0 4%和 5 9 2 8%提高到 2 4 2 3 %和 82 5 0 %。镍精矿镍铜比由原来的 9 2 0提高到 2 5 8。  相似文献   

13.
针对新疆某高硫铜锌矿石的性质特点,采用铜锌混合浮选-混合粗精矿再磨-铜锌分离-铜锌混浮尾矿选硫的原则流程对该矿石进行了选矿试验研究。研究表明,铜锌混合浮选和铜锌混合粗精矿再磨适宜的磨矿产品细度分别为-0.074 mm占90%和-0.043 mm占95%;J102和丁基黄药为铜锌混合浮选的有效捕收剂;T-21与硫酸锌组合对闪锌矿具有较强的抑制作用;J102对铜矿物的选择性捕收可以较好地实现铜锌分离。采用试验确定的闭路流程处理该矿石,可获得铜品位为20.09%、铜回收率为86.46%的铜精矿,锌品位为52.48%、锌回收率为67.35%的锌精矿,硫品位为45.95%、硫回收率为74.09%的硫精矿。  相似文献   

14.
内蒙古某铜钼混合精矿铜品位为26.14%、钼品位为0.93%,由于受磨矿、混浮过程中产生的铜离子活化,导致铜钼分离困难。现场采用15 kg/t的硫化钠抑铜浮钼,不仅铜钼分离效果不好,而且会造成尾矿库及选矿厂周边环境污染。为解决上述问题,东北大学相关课题组分别对硫化钠和自制的DDY3用量进行了研究,并对比了DDY3和硫化钠对矿浆浓度、pH值变化的适应性,以及DDY3和硫化钠药液失效时间。结果表明:1DDY3的用量远低于硫化钠,DDY3对矿浆浓度、pH值变化的适应能力明显强于硫化钠,且DDY3的失效缓慢程度远胜于硫化钠。2在矿浆浓度均为25%、pH值均为10.5情况下,选用15 kg/t的现用现配硫化钠为抑制剂,钼精矿钼品位为9.65%、钼回收率为16.23%,铜精矿铜回收率为98.96%;选用1 kg/t的现用现配DDY3为抑制剂,钼精矿钼品位达10.80%、钼回收率达61.33%,铜精矿铜回收率为94.39%。DDY3替代硫化钠用于该铜钼混合精矿的分离,具有高效、环保特征。  相似文献   

15.
云南某氧化铜矿的选矿试验   总被引:1,自引:2,他引:1  
本文主要针对云南某地低品位氧化铜矿样进行了选矿试验研究。试验结果表明:采用混合捕收剂,经过一次粗选、一次扫选和两次精选的浮选流程,可获得铜精矿的品位为15.64%,回收率为73.86%的浮选指标。  相似文献   

16.
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   

17.
针对云南某含银砷的硫化铜矿,查明了化学多元素、矿物组成、嵌布粒度和单体解离度等工艺矿物学特性,对比了混合浮选和等可浮选两种方案的选别指标。结果表明,在原矿铜、砷、银品位分别为0.41%、1.82%、16.24g/t条件下,等可浮选方案获得了铜品位为22.11%,铜回收率为66.32%的铜精矿,其中砷含量为0.45%,银品位和银回收率为438.48g/t、33.21%;混合浮选方案获得了铜品位为20.14%,铜回收率为75.14%的铜精矿,其中砷品位为0.81%,银品位和银回收率分别为413.75g/t、38.98%。混合浮选方案比等可浮选方案获得的选别指标要好,但砷含量较高。由此可以看出,铜精矿中砷品位与铜、银回收率呈同步升降关系。  相似文献   

18.
复杂铜铅锌多金属硫化矿选矿试验研究   总被引:7,自引:11,他引:7  
针对某地含银铜铅锌多金属硫化矿易浮难分、嵌布粒度极不均匀的特点,采用优先浮选工艺流程,以硫化钠消除次生铜离子的影响,组合药剂浮选铜铅锌,铜铅粗精矿再磨显著提高铜铅锌分选效果,获得了较佳的分选指标,铜精矿含铜23.44%、回收率88.83%,铅精矿含铅54.43%、回收率84.28%,锌精矿含锌55.72%、回收率83.72%。  相似文献   

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