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相似文献
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1.
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   

2.
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   

3.
四川某铜镍矿含铜0.35%、含镍0.78%,脉石以滑石、蛇纹石类易浮、易泥化的富镁硅酸盐矿物为主,生产现场由于不能对脉石进行有效抑制,只能采用预先脱泥工艺,不仅造成铜镍损失严重,且流程复杂。采用新型有机抑制剂WY-03后,获得了镍精矿镍品位6.36%、镍回收率82.02%,铜精矿铜品位23.97%、铜回收率72.96%的优异指标。  相似文献   

4.
云南东川某铜锌硫化矿石Cu品位为0.64%、Zn品位为6.21%,主要脉石矿物有石英、绢云母、方解石等,且矿石中的矿物多数都构成连生体,给铜锌分离造成困难。对该矿石采用抑锌浮铜的优先浮选工艺流程。在磨矿细度为-0.074 mm占80%条件下,用石灰调节pH,铜粗选用硫酸锌和焦亚硫酸钠组合抑制闪锌矿,Z-200为捕收剂;锌粗选以硫酸铜为活化剂,异丁基黄药为捕收剂;铜和锌均采用“一次粗选一次扫选两次精选”的工艺流程,其中,铜粗精矿需再磨至细度为-0.038 mm占90%,铜第一次精选尾矿需进行扫选。最终,经闭路流程试验获得Cu品位27.87%、Cu回收率75.17%的铜精矿和Zn品位49.23%、Zn回收率94.48%的锌精矿,铜精矿含锌5.41%,锌精矿含铜1.03%,铜锌互含较低,实现了铜锌分离。   相似文献   

5.
某铜铅锌多金属矿含铜0.54%、铅1.75%、锌10.44%。矿石中矿物种类繁多,嵌布粒度细,互相交代关系复杂,在浮选分离过程中互含严重,且矿石中存在大量的长石、白云石等易浮脉石,磨矿过程中极易泥化,恶化浮选环境,因此,难以获得合格的产品。针对该矿石的特征,在铜铅优先混合浮选—铜铅分离—铜铅浮选尾矿选锌的原则工艺流程基础上,采用选择性药剂BKW和BKN组合,作为铜铅优先浮选的捕收剂,铜铅混合精选时采用组合抑制剂BKFN和BKFA强化对含锌矿物及脉石矿物的抑制,铜铅分离采用新型抑制剂BK503抑铜浮铅,分别获得较好的铜、铅、锌产品。实验室小型闭路试验结果为铜精矿含铜18.12%、铜回收率60.66%,铅精矿含铅48.27%、铅回收率68.95%,锌精矿含锌48.76%、锌回收率91.10%。  相似文献   

6.
新疆某难选铜锌矿含铜0.98%,含锌4.17%。为更好的开发利用该矿产资源,进行了详细的选矿工艺研究。针对该矿石嵌布粒度细、矿物组成复杂及含有较多易浮脉石的特点,选择针对性的铜锌捕收剂和抑制剂,采用铜(锌)优先浮选—锌(硫)优先的工艺流程,获得了较好的选矿指标,铜精矿含铜23.12%,铜回收率86.26%,锌精矿含锌44.43%,锌回收率81.25%。  相似文献   

7.
针对冬瓜山铜矿铜精选系统存在的原矿品位较低或矿石中蛇纹石等易浮脉石含量增多时,现有工艺难以产出合格铜精矿(品位小于20%)的问题,结合CCF浮选柱的分选原理及分选优势,进行了两个阶段的CCF浮选柱铜精选的半工业试验。半工业试验结果表明,在冬瓜山铜矿粗精矿(品位大于10%)的生产条件下,采用浮选柱一次精选即可分选出铜精矿品位大于21%的铜精矿产品,且选别指标要优于现场生产,浮选柱选别出的精矿中贵金属金和银的含量比现场铜精矿中的分别高0.5和12.7 g/t,CCF浮选柱对细粒级矿物具有很好的选别效果,适合用于冬瓜山铜矿铜精选作业,且能在提高铜精矿品位的同时实现资源的高效回收利用。  相似文献   

8.
某铜冶炼炉渣含铜、铁、金、银等有益组分,综合回收价值较高。炉渣中铜矿物主要为辉铜矿、黄铜矿、斑铜矿和单质铜,其次为氧化亚铜;铁矿物主要为磁铁矿和硅酸铁;脉石矿物主要有硅酸铁和玻璃质。依据铜炉渣的矿物组成及矿物的嵌布特征,确定采用缓慢冷却—浮选工艺回收炉渣中的铜,采用一段粗选、三段扫选、一段精选的工艺流程,最终获得了铜品位18.81%、回收率92%的铜精矿,该工艺为铜炉渣的回收利用提供了有益的借鉴。  相似文献   

9.
某低品位高硅硫化铜锌矿中的铜矿物种类多,矿物嵌布粒度细,与脉石嵌布关系密切;锌矿物与铜矿 物复杂共生,加之次生铜矿物溶解产生的铜离子会活化锌矿物,浮选分离困难。基于矿石特性,浮选试验采用碳酸 钠作为矿浆 pH 调整剂,腐植酸钠、硫酸锌及亚硫酸钠作为锌矿物及脉石矿物的组合抑制剂,配合使用新研制的铜 高效选择性捕收剂 EMB-513,采用“一段磨矿—铜矿物优先浮选—选铜尾矿选锌”的工艺流程,实现了铜矿物及锌 矿物的有效分离,闭路试验获得了铜品位 27.31%、铜回收率 86.35% 的铜精矿以及锌品位 50.94%、锌回收率 78.11% 的锌精矿。同时,矿石中的银、硒和镉等稀有稀散元素也得到了有效富集。  相似文献   

10.
秘鲁某铜矿铜钼混合精矿Cu品位39.63%、Mo品位0.76%,并且滑石等易浮易泥化脉石含量高,实现铜钼分离难度大,通过大量试验研究,提出粗选铜钼分离-精选钼与脉石分离的两步分离思路,结合针对性选择性絮凝抑制剂CD-1的研发与应用,成功实现了铜钼、钼与脉石的有效分离,闭路试验获得了的钼精矿中Mo品位47.32%、Mo回收率87.72%,铜精矿中Cu品位为40.19%、Cu回收率为99.986%,成功实现为该矿综合回收铜钼混合精矿中钼的综合利用。  相似文献   

11.
为了查明金川二矿区铜镍混合精矿镁含量高的原因,对现场混合精矿进行了工艺矿物学研究。结果表明:混合精矿中主要含镁脉石矿物为蛇纹石,其次是辉石、橄榄石、绿泥石和滑石等;混合精矿中主要铜、镍矿物粒度虽然微细,但其解离度均不高,仅有60%左右,强化对铜、镍矿物的回收客观上为易浮含镁脉石矿物单体及与铜、镍矿物的连生体进入混合精矿创造了条件;混合精矿中含镁脉石矿物多以视同单体的形式存在,其次是以磁铁矿连生体的形式存在,这是造成混合精矿镁含量较高的主要原因;主要含镁脉石矿物可浮性从高到低的顺序是滑石>菱镁矿>辉石>蛇纹石>绿泥石>橄榄石。因此,要降低铜镍混合精矿的MgO含量,提高铜、镍矿物的解离度虽然重要,但有针对性地抑制含镁脉石矿物单体及与磁铁矿的连生体上浮是关键。  相似文献   

12.
某高镁铜镍矿石含镍0.76%、铜0.16%、氧化镁25.12%,铜矿物主要为黄铜矿,镍矿物主要为镍黄铁矿,脉石矿物主要有透闪石、滑石、蛇纹石,橄榄石、透辉石及绿泥石等少量,有害杂质组分滑石、蛇纹石及绿泥石等的含量高达42%。矿石中铜、镍的氧化率均较低,原生硫化铜占总铜的87.50%,硫化镍占总镍的98.68%。为获得低镁铜镍混合精矿,进行了选矿试验。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占70%的情况下,采用2粗2扫2精,精选1尾矿连续2次精扫选,精选2尾矿与精扫选1精矿合并返回,其他中矿顺序返回流程处理,可获得铜品位为2.28%、镍品位为11.81%、铜回收率为70.37%、镍回收率为76.20%、氧化镁含量仅为4.38%的铜镍混合精矿,产品达到一级品质量标准(镍品位大于10%,氧化镁含量小于6%);抑镁效果取得成功的关键在于在精选段添加了北京矿冶研究总院研制的含镁脉石矿物的高效抑制剂——改性CMC(总添加量为480 g/t)。试验流程具有稳定、低药耗、高效等优点,适合该矿石的处理。  相似文献   

13.
试样锌矿物难选的主要因素为易浮硅质矿物和硫铁矿的于扰。AC抑制剂能有效地抑制易浮硅质矿物;ZJ 捕收剂的选择性较好,对易浮硅质矿物的捕收弱,同时ZJ捕收剂与硫化矿物的吸附作用不是很牢,精选时捕收剂较易脱落,有利于抑制硫铁矿;将锌精选Ⅰ的尾矿经扫选后直接排尾,较好地解决了硫铁矿在浮锌系统的恶性循环问题,有利于提高锌精矿的锌品位。采用较简单的工艺流程对都龙难选锌矿物进行浮锌试验,取得较好的技术指标。  相似文献   

14.
安徽某硫化铜矿选矿厂铜精矿铜品位为18.20%,F、MgO含量分别为0.25%和9.26%,不仅铜品位偏低,且F、MgO含量不满足冶炼厂对铜精矿F含量小于0.1%、MgO含量小于5%的要求。研究查明,含F、MgO易泥化、易浮滑石、蛇纹石和绿泥石等以微细粒大量混杂进入铜精矿是造成现场铜精矿F、MgO含量超标的主要原因。以广东省资源综合利用研究所研发的DG11为含氟镁脉石矿物的抑制剂,采用1粗1精1扫、中矿顺序返回浮选流程处理现场铜精矿,最终获得了铜品位为25.11%、铜回收率为97.45%,F和MgO含量分别为0.082%和2.02%的铜精矿,既显著提高了精矿铜品位,又大幅度降低了精矿氟、镁含量,达到冶炼厂对铜精矿F和MgO含量的要求。  相似文献   

15.
西藏某低品位硫化铜矿原矿含铜0.44%,铜氧化率为8.3%,伴生金品位0.12g/t。铜矿物主要是黄铜矿,少量的辉铜矿、铜蓝,微量氧化铜矿物;脉石矿物主要为石英、绢云母、绿泥石等。硫化铜矿物嵌布粒度微细,与脉石矿物共生关系紧密,解离困难,且易泥化脉石矿物含量多,是影响铜精矿品质的主要原因。针对该矿石特点,推荐采用“铜硫混浮-混合精矿再磨-铜硫分离”工艺替代原优先浮选工艺,结果表明,闭路试验可获得铜精矿铜品位19.82%,含金4.46g/t,铜回收率87.0%,金回收率73.8%的试验指标。与原工艺相比,铜及伴生金回收率均明显提高。  相似文献   

16.
青海某硫化铜镍矿滑石化强蚀变现象较多,脉石矿物以辉石、橄榄石、滑石等钙镁硅酸盐矿物为主,浮选过程存在混合精矿镍、铜品位较低,氧化镁含量偏高的问题。针对这一问题,试验研究采用CMC为抑制剂使镁硅酸盐矿物得到了很好的抑制,确定精选添加CMC用量为300g/t,闭路试验获得了精矿镍、铜品位分别为5.94%、1.18%,回收率分别为82.23%、79.93%的选别指标,氧化镁含量从优化前的15.05%降至2.93%。  相似文献   

17.
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   

18.
对国外某矿床铜矿石进行工艺矿物学分析,研究发现矿石中有价元素为铜,含量2.17%。铜主要以孔雀石和辉铜矿的形式存在,这些矿物嵌布关系复杂,大部分以它形粒状、不规则状嵌布于脉石矿物中,部分孔雀石和辉铜矿粒度细小,且与褐铁矿三者之间嵌布关系较紧密。脉石矿物绝大部分为白云石,含量高达83.97%,矿石类型为沉积岩型氧硫混合铜矿。针对这一复杂难选的铜矿石,本文采用“先硫后氧”的工艺流程,使用硫化铜粗选精矿再磨工艺,并使用NaHS和(NH4)2SO4作为氧化铜矿的活化剂,(NaPO3)6作为脉石矿物的抑制剂,最终获得了高品位硫化铜精矿(Cu 62.37%)和低钙镁含量(CaO+MgO 12.50%)的氧化铜精矿(Cu 30.08%),铜综合回收率82.47%,实现了对这类矿石的高效回收。  相似文献   

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