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针对低品位、高氧化率铜矿的回收技术难题,对哈萨克斯坦某氧化铜矿进行了试验研究,该矿中铜品位为0.82%,氧化率达到98.78%,属于低品位高氧化率铜矿。采用预先脱泥—硫化—黄药浮选工艺流程进行选别回收。根据条件试验研究,确定最佳药剂用量为:硫化钠2 000 g/t,硫酸铵1 200 g/t,丁基黄药+异戊基黄药为150+150 g/t。以一次粗选、三次精选、三次扫选的闭路流程,最终得到品位为14.06%、回收率为85.90%的铜精矿,使该高氧化率铜矿得到了较好的回收。 相似文献
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针对低品位、高氧化率铜矿的回收技术难题,对哈萨克斯坦某氧化铜矿进行了试验研究,该矿中铜品位为0.82%,氧化率达到98.78%,属于低品位高氧化率铜矿。采用预先脱泥—硫化—黄药浮选工艺流程进行选别回收。根据条件试验研究,确定最佳药剂用量为:硫化钠2 000 g/t,硫酸铵1 200 g/t,丁基黄药+异戊基黄药为150+150 g/t。以一次粗选、三次精选、三次扫选的闭路流程,最终得到品位为14.06%、回收率为85.90%的铜精矿,使该高氧化率铜矿得到了较好的回收。 相似文献
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《现代矿业》2016,(2)
某氧化铜矿石铜品位为3.99%,氧化率73.5%,铜主要以自由氧化铜的形式存在。采用优先浮硫化铜再浮氧化铜的原则流程回收铜,对硫化铜浮选尾矿开展氧化铜硫化浮选试验。以硫化钠为硫化剂,戊基黄药为捕收剂,2#油为起泡剂,进行1粗1精氧化铜矿硫化钠用量、强化硫化药剂、分段加药浮选试验和氧化铜浮选尾矿强磁选试验。结果表明,硫化钠用量为1 500 g/t,不采用强化硫化药剂,分两次加药、加药量比为3∶1时,磁场强度为1 240 k A/m时,浮选效果最佳。在该条件下进行全流程闭路试验,最终可获得铜位40.79%、回收率36.37%的氧化铜精矿1,铜品位17.62%、回收率16.40%的氧化铜精矿2和铜品位4.11%、回收率3.88%的磁选精矿。试验结果可为该氧化铜矿石铜回收工艺的确定提供技术参考。 相似文献
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某难选氧化铜矿含铜4.70%,氧化率达到84.89%。铜矿物以孔雀石、辉铜矿和硅孔雀石为主。通过实验室试验浮选药剂制度与工艺的优化,氧化铜精矿品位从22.69%变为22.66%,铜回收率从63.78%提高至68.81%。铜矿回收率得到了较大提高。针对现有生产流程进一步进行了药剂制度及工艺流程的优化,优化后在总浮选精矿品位相差不大的情况下,铜总回收率从76.17%提高到了81.57%。 相似文献
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玻利维亚图皮萨铜矿石属于混合铜矿石,含铜1.65%,铜的氧化率为28.48%。针对该矿石性质进行了浮选试验研究,采用直接浮选先浮硫化铜矿物,再用硫化浮选法浮氧化铜矿物,硫化浮选以丁基黄药+丁基铵黑药+羟肟酸组合作为捕收剂强化对氧化铜矿物的捕收。闭路试验获得铜品位为20.48%,铜回收率为61.77%的硫化铜精矿及铜品位为13.29%,回收率为19.28%的氧化铜精矿,总铜回收率为81.05%,试验研究为该矿的开发利用提供了技术依据。 相似文献
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某复合型铜钴矿合理选矿工艺及硫化作用机理研究 总被引:5,自引:0,他引:5
以NaHS作硫化剂、水玻璃和CMC作组合抑制剂、Y-89作捕收剂、MIBC作起泡剂, 采用预先浮选脱泥、NaHS诱导同步浮选的选别工艺流程对某复合型铜钴矿进行了选矿工艺研究。原矿中铜、钴品位分别为1.14%、0.18%时, 闭路精矿产品中, 铜的品位达到24.78%, 回收率为72.66%; 钴的品位为2.75%, 回收率达到51.10%。硫化剂诱导浮选氧化矿的作用机理分析表明, 硫化剂起作用的主要组分是HS-, NaHS与Na2S对浮选回收铜都表现出了很好的适应性, 但在相同用量条件下, NaHS由于能够在钴矿物表面形成更加稳定的金属硫化物膜, 因而对钴的浮选回收效果更好。 相似文献
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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
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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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玻利维亚劳拉力矿区某铜矿含Cu 3.98%,铜矿物主要为孔雀石,Cu氧化率达98.49%、结合率达20.10%,为高品位难选氧化铜矿。针对矿石的性质特点,提出了"硫化钠与硫酸铵协同活化、水玻璃与硫酸铵联合分散、异戊基黄药与羟肟酸强化捕收"的活化浮选方案,并考察了主要因素的影响。结果表明:活化浮选的最佳条件为水玻璃用量300 g/t、硫化钠用量800 g/t、硫酸铵用量800 g/t、异戊基黄药用量120 g/t、羟肟酸用量60 g/t;在最佳条件下,经过"一粗—一精—两扫"的活化浮选工艺,获得了良好的技术指标,精矿Cu品位达27.07%、回收率达86.38%。 相似文献
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国内某含钼铜精矿,铜钼可浮性相近,单一浮选工艺所需药剂量大,废水COD高。针对矿石性质特点和规律,开发出了磁选-浮选联合工艺,相比单一浮选工艺,钼精矿中钼的回收率提高了2.87%;新工艺节省硫化钠60%以上,水玻璃、六偏磷酸钠和煤油节省40%以上,同时废水COD下降60%以上。新工艺具有明显的经济效益和环境效益,为该类型的铜钼矿的开发利用提供了新的技术方案。 相似文献
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介绍了采用优先选铜—硫砷精矿强化浸金—尾矿氰化工艺方案综合回收了国外某矿石中的金和铜。该矿原矿石含Au3.40g/t、Ag16.9g/t、Cu1.07%、As1.16%、TS5.38%,金、铜矿物嵌布粒度微细,嵌布关系复杂,金分布较为分散,且有很大一部分被硫化物或脉石包裹,砷含量高,属于复杂难处理高砷金铜矿。试验采用石灰+亚硫酸钠组合抑制剂抑砷,优先获得了可以直接销售的合格铜金精矿,采用热压预氧化—氰化法回收硫砷精矿中的金,氰化浸出浮选尾矿中的金,金、铜综合回收率分别达到83.47%和87.20%。 相似文献
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某低品位铜矿石浮选工艺优化试验研究 总被引:3,自引:1,他引:2
杨远坤 《有色金属(选矿部分)》2016,(2):14-17
针对闽西某低品位铜矿石,通过优化浮选药剂制度,以石灰+亚硫酸钠为抑制剂,丁基铵黑药为捕收剂,闭路流程试验可获得铜品位19.50%、铜回收率90.99%的铜精矿。应用于现场后,在入选原矿铜品位降低0.03%的情况下,使铜精矿铜回收率提高了2.6%,尾矿铜品位降低了0.015%,工艺效果显著。 相似文献