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某铜铅锌多金属硫化矿电位调控浮选试验研究 总被引:18,自引:5,他引:13
某铜铅锌多金属硫化矿铜铅矿物嵌布粒度微细,分离难度大,锌矿物以铁闪锌矿为主,现场仅生产铅精矿和锌精矿且选别指标差。为此,针对矿石性质,采用铜铅混浮-铜铅分离-混浮尾矿抑硫浮锌电位调控浮选工艺,通过控制矿浆电位,混浮粗精矿再磨,选择高效捕收剂、活化剂、抑制剂等措施,使铜铅矿物与锌硫矿物、铜矿物与铅矿物、铁闪锌矿与磁黄铁矿得到了较好的分选。闭路试验获得含铜18.13%、铜回收率55.41%的铜精矿,含铅50.20%、铅回收率83.29%的铅精矿和含锌49.75%、锌回收率86.17%的锌精矿,与现场相比,不仅回收了铜矿物,而且铅、锌精矿质量与回收率都得到了大幅度提高。 相似文献
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含易浮云母的复杂铜铅锌矿分离试验研究 总被引:1,自引:0,他引:1
某铜铅锌矿属高硫复杂难选多金属硫化矿,铜铅锌矿物之间嵌镶关系极其复杂,原矿中云母和硫含量高,可浮性好,严重干扰铜铅锌矿物的浮选,尤其对铜铅锌精矿的质量影响很大,增加了该铜铅锌矿石的选矿难度。采用优先浮铜—铜精矿脱云母—铅锌硫混浮—铅锌与硫分离的浮选工艺,在铜与铅锌分离的同时消除云母对浮选的影响。当原矿含铜0.63%、铅2.44%、锌2.95%时,获得的铜精矿含铜21.24%、含铅6.08%、含锌4.08%,铜回收率为76.20%;铅锌精矿含铅18.38%、含锌23.32%,铅、锌回收率分别为85.07%、89.32%。 相似文献
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广西某地高砷难选铜铅锑锌矿选矿试验研究 总被引:2,自引:0,他引:2
针对某地高砷难选铜铅锑锌矿的特点,采用浮-重流程综合回收铜、铅、锑、锌、钨。浮选采用铜铅锑混浮分离-锌砷混浮分离流程回收铜、铅、锑、锌,混浮尾矿重选回收钨。试验研究表明,采用丁基铵黑药+OSN+硝酸铅可有效实现铜铅锑与锌砷分离,石灰+FN和少量氰化物可有效实现锌砷分离。 相似文献
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程建国 《有色金属(选矿部分)》2013,(6):17-22
针对广西复杂铅锑银锌多金属硫化矿,在工艺矿物学研究的基础上,进行了“铅锑银优先混浮-锌硫混浮及分离”和“铅锑银硫混浮及分离-锌浮选”工艺流程的对比研究。结果表明,在弱抑制条件下,采用硫酸锌 亚硫酸钠作抑制剂,乙硫氮作捕收剂,“铅锑银硫混浮及分离-锌浮选”工艺流程可实现铅锑银硫与锌的有效分离;铅锑银硫混合精矿经再磨处理,采用少量石灰作抑制剂,可实现铅锑银与硫的有效分离;闭路试验获得了含铅67.80%、含银2606.17 g/t、含锑5.01%的铅精矿,铅、银、锑回收率分别为91.08%、77.46%和62.42%;含锌51.40%、含银295.48 g/t的锌精矿,锌、银回收率分别为87.29%和6.55%;含硫49.95%的硫精矿,硫回收率41.29%。 相似文献
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对某黝铜矿型铜铅锌多金属矿进行了选矿试验研究。结合矿石性质及一系列探索试验研究结果,最终采用铜铅混浮-混浮精矿再磨-铜铅分离-混浮尾矿浮锌-锌尾矿浮硫的工艺回收该矿中的铜、铅、锌和硫,闭路试验获得了铜精矿铜品位18.25%、铜回收率73.88%,铅精矿铅品位59.91%、铅回收率82.06%,锌精矿锌品位50.15%、锌回收率91.82%,硫精矿硫品位49.96%、硫回收率74.14%。通过所确定的工艺流程与药剂制度对选矿工艺进行了改造,改造后铜精矿品位提高6.51个百分点,铜回收率提高8.68个百分点,铅、锌回收率分别提高6.59和2.36个百分点。 相似文献
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阿勒泰某铜铅锌矿提铅降锌浮选试验 总被引:1,自引:1,他引:0
为降低铅精矿中杂质锌的含量,同时实现铜铅的有效分离,采用铜铅混浮-混浮尾矿选锌的工艺流程,以石灰、硫化钠抑制黄铁矿及部分难免离子,乙硫氮、Z-200浮选铜铅矿物。铜铅粗精矿再磨,细度达到-38 μm占85%后,采用硫化钠与活性炭联合脱药,组合重铬酸钾与CMC抑制铅矿物,以Z-200浮选黄铜矿的抑铅浮铜工艺。试验获得了含铜20.13%、铅6.02%,铜回收率85.09%的铜精矿、含铅48.56%、锌7.54%,铅回收率77.35%的铅精矿,使铅精矿中杂质锌的含量由15%降低到7.54%,实现了铜铅、铅锌的有效分离,同时铜铅分离中降低了重铬酸钾的用量,减小了其对环境的破坏,为铜铅分离寻求低毒无毒药剂提供了新的方向。 相似文献
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广西某高硫铜矿石中滑石等易浮硅质矿物含量高,现场采用弱磁选-浮铜-浮硫工艺流程进行分选,除弱磁选能较好地回收磁黄铁矿外,黄铜矿浮选和黄铁矿浮选均因易浮硅质矿物的干扰而难以获得合格精矿。为此,在大量探索试验的基础上,采用弱磁选-黄铜矿和硅质矿物混合浮选-混浮精矿铜硅摇床分离-混浮尾矿浮黄铁矿的工艺流程处理该矿石,获得了磁选硫精矿硫品位和回收率分别为38.69%和64.48%,浮选硫精矿硫品位和回收率分别为44.57%和30.99%,铜精矿铜品位和回收率分别为13.87%和63.89%的良好试验指标,有效地综合回收了铜、硫矿物。 相似文献
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江西某钼矿选矿试验研究 总被引:4,自引:4,他引:0
对江西某钼矿进行了工艺矿物学研究。针对该矿石的原矿性质,以石灰为抑制剂、煤油为捕收剂对该钼矿进行了优先浮钼—粗精矿再磨再选的浮选工艺试验。经过一次粗选、一次扫选、六次精选的闭路试验,获得钼品位46.78%、钼回收率80.40%的技术指标,使原矿中的钼得到有效回收。 相似文献
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云南某铜铅锌多金属矿石选矿试验研究 总被引:1,自引:0,他引:1
云南某铜铅锌多金属矿石铜、铅、锌含量分别为1.08%、1.51%、2.36%。为开发利用该矿石,对其进行了选矿试验研究。结果表明:原矿磨细至-0.075 mm占72.50%,以硫酸锌+EMT-12为抑制剂、EMS-602为捕收剂经1粗3精1扫优先选铜,选铜尾矿以石灰为调整剂、硫酸锌+EMT-12为抑制剂、EMS-001为捕收剂经1粗3精1扫选铅,选铅尾矿以硫酸铜为活化剂、丁基黄药+乙基黄药为捕收剂经1粗3精1扫选锌、选锌尾矿以EMH104+硫酸铜为活化剂、丁基黄药为捕收剂经1粗1扫选硫,可以得到铜品位为20.33%、回收率为86.29%的铜精矿,铅品位为55.68%、回收率为84.35%的铅精矿,锌品位为46.83%、回收率为86.97%的锌精矿,硫品位为38.96%、回收率为71.92%的硫精矿,达到了对铜、铅、锌、硫综合回收的目的。 相似文献
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云南某难选铅矿选矿试验研究 总被引:1,自引:1,他引:0
云南某难选铅矿矿石中有用矿物以方铅矿和铅矾为主,氧化率达30%以上,并伴生有黄铁矿。为了给该矿产资源开发利用提供依据,对其进行了选矿试验研究,结果表明,采用优先浮硫化矿—脱泥—再浮氧化矿试验方案,其中硫化矿浮选采用对方铅矿选择性较好的捕收剂GY,氧化铅浮选采用硫化钠进行较长时间的硫化,最终获得了含铅43.56%、铅回收率58.45%的硫化铅精矿和含铅31.26%、铅回收率21.98%的氧化铅精矿,合并铅精矿的品位为39.33%、铅回收率80.44%,达到了选矿厂要求,有效提高了有价元素的回收利用率。 相似文献
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东鞍山铁矿石中菱铁矿对反浮选的影响 总被引:9,自引:3,他引:6
几年东鞍山铁矿石中碳酸盐矿物含量增加,反浮选指标随之恶化,甚至出现“精尾不分”现象。为此,在单矿物浮选试验的基础上,采用SEM和EDS分析手段,对造成这种现象的原因进行了研究。结果表明,可在一定程度上受到淀粉抑制但抑制作用较弱的菱铁矿在赤铁矿和石英表面的吸附罩盖,是引起东鞍山含碳酸盐铁矿石反浮选困难的主要原因。因此,要实现东鞍山含碳酸盐铁矿石中铁矿物与石英的有效分离,关键是如何在反浮选之前预先将菱铁矿分离出去,或找到能有效活化或抑制菱铁矿的浮选药剂。 相似文献
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某硫化铜矿石中的金属矿物主要为斑铜矿、黄铜矿及辉铜矿,黄铁矿和硫铜钴矿微量,脉石矿物主要为石英。矿石中铜矿物嵌布粒度极不均匀,少部分铜矿物嵌布粒度较粗,主要为细—微细粒嵌布的铜矿物,细者甚至小于10μm。为确定该矿石的高效选矿工艺进行了选矿试验。结果表明:铜品位为3.85%的矿石在磨矿细度为-53μm占80%的情况下,采用2粗2精3扫流程进行粗粒开路浮选,粗粒浮选中矿集中再磨至-10μm占80%的情况下,采用1粗1精流程进行细粒开路浮选,可获得铜品位为41.86%、回收率为59.01%的粗粒精矿,铜品位为33.27%、回收率为26.43%的细粒精矿,总精矿品位为38.76%、回收率为85.45%。采用粗细分级分选开路浮选流程回收矿石中的硫化铜,既解决了含铜粗粒连生体在流程中的循环,又发挥了粗细分选优势,还避免了微细粒中矿返回对流程的影响,是粒度极不均匀嵌布的硫化铜矿物的高效回收工艺。高品位微细粒中矿中的铜将采用生物氧化浸出工艺回收有利于提高总铜回收率。 相似文献
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东鞍山铁矿高碳酸盐矿石中的菱铁矿常使东鞍山烧结厂的反浮选工序“精尾不分”,导致这些高碳酸盐矿石不能入选。为此,采用纯矿物配成的人工混合矿研究了菱铁矿对假象赤铁矿与石英常规反浮选的影响,并进行了人工混合矿及东鞍山高碳酸盐赤铁矿石磁选混合精矿的分步浮选试验。其中磁选混合精矿的分步浮选闭路试验在第1步正浮选时预先除去了占总量9.13%的菱铁矿,使第2步反浮选获得了铁精矿品位为66.34%、回收率为71.60%的良好分选指标,从而证明分步浮选是东鞍山高碳酸盐铁矿石的有效浮选工艺。 相似文献