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相似文献
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1.
针对某铜镍混合精矿铜镍矿物嵌布粒度细且致密共生、残留药量大、铜离子活化干扰造成铜镍分离困难的特点,进行了浮选试验研究。试验研究结果表明:混合精矿再磨至-0.037mm占73.34%后,采用活性炭脱药、石灰+新型抑制剂NJ抑镍浮铜进行铜镍分离,闭路试验最终获得铜精矿铜品位28.26%、铜回收率84.13%,镍精矿镍品位8.02%、镍回收率97.91%,精矿中铜镍互含下降明显,获得了合格的铜精矿和镍精矿,实现了低碱条件下铜镍分离。  相似文献   

2.
内蒙古某低品位铜镍钴矿选矿试验研究   总被引:3,自引:0,他引:3  
内蒙古某铜镍钴矿含铜0.17%、含镍0.28%、含钴0.021%,采用"粗磨丢尾—铜镍混合浮选—混合精矿再磨—铜镍分离"工艺流程。闭路试验获得了铜品位18.68%、回收率60.44%的铜精矿和镍品位4.52%、回收率74.42%的镍精矿,钴富集在镍精矿中,品位0.32%、回收率70.24%。  相似文献   

3.
吉林某难选铜镍硫化矿石铜品位为0.19%、镍品位为0.42%。矿石中铜镍矿物共生密切,嵌布粒度微细。为给该矿石的开发利用提供依据,进行了铜镍混合浮选-分离浮选试验。结果表明:在磨矿细度为 -0.074 mm占80%条件下,以硫酸铜为活化剂、乙基黄药+丁铵黑药为捕收剂、2号油为起泡剂、CMC为精选抑制剂,经1粗3精2扫铜镍混合浮选获得铜镍混合精矿,铜镍混合精矿再磨至-0.038 mm占90%,以石灰为抑制剂、乙基黄药为捕收剂,经1粗3精2扫铜镍分离浮选,获得了铜品位为24.62%、铜回收率为79.04%、镍品位为0.73%、镍回收率为1.06%的铜精矿及镍品位为5.73%、镍回收率为75.85%、铜品位为0.11%、铜回收率为3.22%的镍精矿,实现了铜镍的有效综合回收。  相似文献   

4.
以新疆某硫化铜镍矿为研究对象,采用铜优先浮选—铜优先浮选铜精矿磁选—铜优先浮选尾矿铜镍混合浮选联合流程,最终得到Cu品位25.43%、回收率52.08%、Ni品位0.19%、MgO含量2.32%的铜精矿和镍品位3.57%、镍回收率81.55%、含铜2.53%的铜镍混合精矿;全流程铜总回收率90.77%,镍总回收率82.10%。结果表明,该流程具有铜精矿品位高、镍损失率低、铜镍回收率高的优点。   相似文献   

5.
某复杂铜镍矿的选矿试验研究   总被引:2,自引:0,他引:2  
某铜镍多金属矿含铜0.39%, 含镍0.49%。为综合回收各有用矿物, 采用“铜镍混合浮选-再磨分离”流程进行了详细的选矿工艺研究。闭路试验获得了铜品位19.02%、铜回收率60.47%的铜精矿, 镍品位4.78%、镍回收率87.43%的镍精矿。  相似文献   

6.
新疆某低品位铜镍矿选矿试验研究   总被引:6,自引:4,他引:2  
新疆某铜镍矿含铜0.26%,含镍0.39%,采用预先脱除滑石—铜镍混合浮选—铜镍分离的浮选工艺流程,获得了较好的选矿指标。混合精矿含铜5.62%、含镍8.18%、铜回收率76.16%、镍回收率75.75%,铜精矿含铜20.58%、铜回收率66.38%,镍精矿含镍10.46%、镍回收率73.80%。  相似文献   

7.
攀西某铜镍矿选矿厂的铜镍混合精矿铜、镍品位分别为3.60%和7.91%,铜镍主要以硫化物形式存在,铜镍矿物嵌布关系密切、嵌布粒度微细,浮选分离难度较大。为高效分离该铜镍混合精矿,在再磨、脱药的基础上进行了抑镍浮铜试验。结果表明,试样加活性炭和硫化钠磨矿后(磨矿细度为-0.026 mm占76%)浓缩脱药,采用1粗3精2扫、中矿顺序返回流程处理,可获得铜品位为28.88%、含镍0.78%、铜回收率为84.55%的铜精矿和镍品位为8.75%、含铜0.62%、镍回收率为98.96%的镍精矿,较好地实现了铜镍混合精矿的分离。  相似文献   

8.
针对广西某低品位铜镍硫化矿石性质特点,采用铜镍混合浮选-抑镍浮铜工艺流程对该矿石进行了开发利用工艺技术条件研究。结果表明:以草酸为铜镍混浮的活化剂,活性炭为铜镍分离的脱药剂,石灰、亚硫酸钠和SY为铜镍分离时镍的组合抑制剂,采用1粗4扫铜镍混合浮选、1粗2精2扫铜镍分离、中矿顺序返回流程处理该矿石,最终获得了铜品位为15.24%、铜回收率为76.65%的铜精矿,以及镍品位为4.90%、镍回收率为82.36%的镍精矿。  相似文献   

9.
某低品位难选铜镍硫化矿高效降镁与铜镍分离   总被引:3,自引:0,他引:3  
新疆某强蚀变型铜镍硫化矿铜镍品位低,氧化镁含量高,铜镍矿物嵌布粒度微细,共生关系密切,属于难选铜镍矿石。针对矿石含镁脉石矿物组成复杂、铜镍矿物呈细粒集合体嵌布的特点,采用"铜镍混浮—混合精矿脱药再磨—铜镍分离"工艺与FY高效抑制剂获得合格的铜精矿与镍精矿。结果表明,对铜镍混合粗精矿,采用组合抑制剂FY精选降镁,可得含铜2.41%、镍4.37%的铜镍混合精矿,精矿含氧化镁由10.64%降至4.61%。铜镍混合精矿经活性炭与硫化钠脱药,再磨至-38μm占85%,石灰与Na_2SO_3抑制镍矿物,Z-200浮选铜矿物,得到含铜22.07%、氧化镁2.65%,回收率73.23%的铜精矿,含镍6.01%、氧化镁5.51%,回收率82.11%的镍精矿,实现铜镍精矿的高效降镁与铜镍有效分离。  相似文献   

10.
某低品位铜镍硫化矿浮选试验研究   总被引:8,自引:0,他引:8  
以某地强蚀变蛇纹石型难选低品位铜镍硫化矿为研究对象, 在矿石工艺矿物学研究的基础上, 通过系统的浮选试验, 对含镍0.159%, 含铜0.094%的原矿, 在磨矿粒度为-0.074 mm粒级占70%时, 采用碳酸钠和六偏磷酸钠作为脉石矿物抑制剂, 丁基黄药和Y89-0混合黄药为铜镍硫化矿物捕收剂, MIBC为起泡剂, 获得了铜镍品位分别为2.861%和3.228%的铜镍混合精矿。混合精矿采用石灰作镍矿物抑制剂进行分离, 得到含铜15.93%, 含镍1.41%的铜精矿, 铜回收率达81.34%; 镍精矿含铜0.59%, 含镍5.98%, 镍回收率为56.04%; 分选指标较为理想。  相似文献   

11.
新疆某铜镍硫化矿石为矿物分布不均匀、粒度粗细不等、镶嵌关系复杂、并伴生有金的低品位原生铜镍硫化矿石。为高效回收矿石中的铜、镍,采用铜镍混浮再分离流程对该矿石进行了选矿试验研究。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占70%的情况下,采用1粗1扫3精铜镍混浮、1粗1扫2精铜镍分离、中矿顺序返回流程处理该矿石,最终获得了铜品位为22.36%、铜回收率为65.33%、含金115.00 g/t、金回收率为63.94%的铜精矿和镍品位为6.11%、镍回收率为71.25%的镍精矿。  相似文献   

12.
高磁黄铁矿含量型硫化铜镍矿选矿试验研究   总被引:4,自引:0,他引:4  
针对某硫化铜镍矿石磁黄铁矿含量高、铜镍品位低、嵌布粒度细的实际, 自主研发了适应该矿物浮选的高效选择性组合抑制剂及“铜镍硫混浮-精矿分离硫”新工艺。新药剂和新工艺闭路试验获得了铜品位2.69%、镍品位7.54%、铜回收率77.52%、镍回收率77.87%的铜镍混合精矿, 硫精矿硫品位34.25%。  相似文献   

13.
刘绪光 《矿冶工程》2019,39(2):68-70
对某铜镍混合精矿进行了铜镍分选试验研究。在充分研究该矿石性质及现场存在问题基础上, 采用新的工艺流程和药剂制度, 混合精矿经细磨后采用硫化钠及活性炭进行脱药调浆, 脱药后在高pH值条件下, 以硫酸锌+亚硫酸钠为镍矿物抑制剂, Z200为铜矿物捕收剂, 进行浮铜抑镍, 铜镍分选指标得到显著改善, 并在工业实践中取得了良好效果, 具有一定推广价值。  相似文献   

14.
某复杂铜镍硫化矿选矿试验   总被引:2,自引:0,他引:2  
呼振峰 《现代矿业》2011,27(11):13-16
针对新疆某复杂铜镍硫化矿进行了铜、镍回收的试验研究。通过预先浮选滑石-铜镍混选-铜镍分离工艺和铜镍混选-铜镍分离工艺对比试验,最终确定采用铜镍混选-铜镍分离工艺流程回收铜和镍。实验室闭路试验获得指标:铜精矿含铜20.19%,含镍0.75%,铜回收率66.09%;镍精矿含镍6.36%,含铜0.95%,镍回收率80.43%。  相似文献   

15.
针对新疆某复杂铜镍硫化矿进行了铜、镍回收的试验研究。通过预先浮选滑石—铜镍混选—铜镍分离工艺和铜镍混选—铜镍分离工艺对比试验,最终确定采用铜镍混选—铜镍分离工艺流程回收铜和镍。实验室闭路试验获得指标:铜精矿含铜20.19%,含镍0.75%,铜回收率66.09%;镍精矿含镍6.36%,含铜0.95%,镍回收率80.43%。  相似文献   

16.
某富镁贫铜镍矿石选矿新工艺研究   总被引:4,自引:0,他引:4  
某富镁贫铜镍矿石因铜镍品位低、滑石和蛇纹石含量高、部分镍赋存在可浮性差的磁黄铁矿中而难选。现场采用脱泥-铜镍混浮工艺处理该矿石,不仅铜镍未分离,而且脱泥造成铜镍回收率低下。为高效利用该矿石,研制了新型活化剂WT-02和新型抑制剂WY-003,提出了不需脱泥的铜镍混浮-铜镍分离新工艺,并通过实验室试验和扩大连选试验证明了两种新药剂的有效性和新工艺的合理性。在此基础上进行工业试验,结果表明,与原工艺相比,新工艺在实现铜镍分离的同时,可使镍和铜的回收率分别提高17.89和17.24个百分点。按此推算,现场每年可多回收镍金属120.53 t、铜金属54.31 t,新增产值1 422.02万元。  相似文献   

17.
络合剂-抑制剂联合抑镁浮铜镍试验   总被引:2,自引:0,他引:2  
为了降低西北某高镁铜镍硫化矿铜镍混浮精矿中氧化镁的含量,以EDTA二钠络合清洗含镁脉石矿物表面吸附的Cu2+、Ni2+,六偏磷酸钠和JC抑制含镁脉石矿物,对镍品位为1.29%、铜品位为0.87%、MgO含量为29.02%的矿石进行了提质降镁试验。结果表明:采用1粗2精3扫、中矿顺序返回的铜镍混浮闭路流程处理该矿石,最终获得了镍、铜品位分别为8.95%、5.21%,镍、铜回收率分别为82.91%和71.56%,MgO含量为6.13%的铜镍混合精矿;与现场工艺流程相比,优化后的工艺流程更简洁,既减少了磨矿作业段数,又大幅度简化了浮选工艺流程,且混合精矿镍、铜品位分别提高了0.28、0.71个百分点,镍、铜回收率分别提高了0.35、1.38个百分点,MgO含量下降了0.59个百分点,达到了较好的优化工艺流程、提高分选指标的效果。  相似文献   

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