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相似文献
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1.
曾明  魏志聪  薛晨 《矿冶》2017,26(5):31-35
针对云南省某低品位铜硫矿矿石的特点,采用优先浮选铜工艺进行选矿试验。试验条件在磨矿细度为-0.074 mm占80%情况下采用"一次粗选、二次精选及三次扫选"优先浮选铜流程,硫回路同样采用"一次粗选、二次精选、三次扫选"浮硫流程。在条件探索试验的基础上,经闭路试验最终获得选矿指标为:铜精矿品位20.31%,铜回收率80.46%;硫精矿硫品位45.3%,硫回收率90.35%;同时金和银也得到了一定程度的富集。  相似文献   

2.
某铜硫矿优先浮选工艺研究   总被引:2,自引:0,他引:2  
依据矿石性质进行了详细的条件试验,最终采用以WT为捕收剂的优先浮选工艺流程,并以闭路试验进行了验证.在原矿含铜1.12%、含硫20.14%的情况下,可获得含铜24.2%、铜回收率为95.29%的铜精矿以及含硫46.65%、硫回收率为86.88%的硫精矿,选别效果较好.  相似文献   

3.
江西某铜硫矿石浮选工艺研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
江西某大型铅锌矿山在深部接替资源勘查中探获了资源量达到中型规模以上的铜硫矿石资源。为了合理开发利用该矿石资源,在矿石性质研究和探索试验基础上,采用铜硫混合浮选-铜硫分离浮选工艺对其进行了选矿试验。试验结果表明:原矿磨至-0.074 mm占75%后以石灰为pH调整剂、丁黄药为捕收剂、2号油为起泡剂进行1粗2扫混合浮选,所获混合精矿再磨至-0.038 mm占80%后以石灰为pH调整剂、LP-01为捕收剂进行1粗2精2扫抑硫浮铜分离浮选,可获得铜品位为14.22%、铜回收率为87.58%的铜精矿和硫品位为34.01%、硫回收率为80.84%的硫精矿,从而使矿石中的铜、硫得到较好的综合回收。  相似文献   

4.
为了合理开发利用某含金硫化铜矿资源,开展了工艺矿物学和选矿综合利用试验研究。研究显示,矿石中主要有价元素铜品位为0.57%,伴生元素金品位为1.56 g/t;铜主要以黄铜矿的形式存在,金主要以自然金和银金矿的形式赋存,其载体矿物多为黄铁矿和黄铜矿。以YZ-05为捕收剂,采用“铜金硫混合浮选—铜硫分离—硫精矿再磨—金硫分离”的分选试验流程,闭路试验得到了铜精矿、金精矿和硫精矿,其中铜精矿Cu品位为19.57%、回收率88.7%,Au品位为36.93 g/t、回收率65.5%,Ag品位为61.00 g/t,回收率46.70%;金精矿Au品位42.27 g/t、回收率21.1%金综合回收率为86.6%;硫精矿中S品位为48.24%,回收率为69.70%。该研究为此矿石的综合回收利用提供了技术依据。  相似文献   

5.
西藏某角岩型复杂铜硫矿,原矿铜品位0.38%,铁品位2.55%,硫品位2.05%,黄铜矿与黄铁矿嵌存关系较密切,黄铁矿可浮性较好,选矿厂采用丁基黄药和丁铵黑药作为捕收剂,最终生产出的铜精矿不合格,选矿现场经添加大量石灰调整后(石灰用量8500 g/t),生产指标没有好转,同时石灰用量过大增加了矿浆黏度,现场操作更加困难...  相似文献   

6.
某铜硫矿富含黄铁矿和磁黄铁矿等硫铁矿物,占原矿矿物总量的38.413%,属于典型的高硫铜硫矿石。原铜硫生产工艺采用石灰用量大,铜生产指标不稳定。为了在较低碱度条件下提高该高硫铜硫矿石选矿指标,针对该矿石特点,研发了“铜硫等可浮—粗精矿再磨—铜硫分离”工艺和新型XC捕收剂,使铜粗选p H降至8以下。最终,采用石灰作铜调整剂、XC捕收剂作铜捕收剂、硫酸铜作硫调整剂、丁基黄药作硫捕收剂,在原矿磨矿细度为-0.074mm占66%、粗精矿再磨细度为-0.045 mm占71%条件下,针对含Cu 0.92%、S 16.84%的原矿,闭路试验获得铜品位19.57%、铜回收率85.56%的铜精矿,硫品位42.02%、硫回收率45.58%的硫精矿1和硫品位37.10%、硫回收率29.96%的硫精矿2,为该矿山的选矿工艺优化提供了技术支持。  相似文献   

7.
周利华 《矿冶工程》2020,40(1):77-80
某复杂铜硫矿原矿硫铁含量高,现场为高碱工艺流程,铜硫分离困难且金银综合回收效率低。采用硫化钠预先活化,"石灰+羧化壳聚糖"作黄铁矿和磁黄铁矿抑制剂,粗选pH=8.5,经一粗两精三扫优先浮选流程可得到含铜24.63%、含金3.41 g/t、含银952.05 g/t,铜回收率84.45%、金回收率32.58%、银回收率75.70%的铜精矿。羧化壳聚糖为清洁高效有机高分子化合物,能高效选择性抑制硫铁矿,在提高主金属铜回收率的同时,伴生金银矿物得到了高效综合回收。  相似文献   

8.
采用RSM(响应曲面法)对铜硫矿浮选中铜的试验条件进行优化,得到最优试验条件为:磨矿细度96. 95%、pH值11. 68、水玻璃1 131. 13 g/t、乙硫氮44. 96 g/t。在此基础上进行了铜硫浮选的闭路试验,获得铜品位18. 41%,回收率80. 16%的铜精矿,硫品位45. 45%,回收率85. 27%的硫精矿。该研究可作为铜硫分离及RSM在选矿中的应用提供参考。  相似文献   

9.
安徽铜陵某铜硫矿浮选厂处理的原矿含铜0.34%,其中硫化铜占近93%,含硫31.26%,属于高硫低铜硫化矿。选厂铜回收率长期维持在82%-84%,明显低于原矿中硫化铜理论回收率,为提升该矿石中铜的回收,本文开展磨矿细度优化,以及复合酯类捕收剂强化铜浮选的试验研究。结果表明,在磨矿细度-74 μm占75%,使用复合酯类捕收剂的条件下,小型闭路试验获得铜精矿铜品位为16.43%,铜回收率达到94.07%的指标,较现场指标分别提高1个和9个百分点;通过对小试和现场产品的粒级组成深入分析得到,现场磨矿细度不足,磨矿产品粒度组成不均匀是造成铜损失在尾矿的关键原因。同时,小试结果证明使用新型复合酯类捕收剂可强化微细粒铜矿物的回收。这为选厂在实际生产中提升指标提供了科学的方向和依据。  相似文献   

10.
某复杂含金铜硫矿石中铜、金和硫的品位分别为0.82%、1.20 g/t和11.30%,对该铜硫矿石进行详细的工艺矿物学研究,针对该矿石特点,在低碱度条件下应用铜硫优先浮选原则工艺流程。闭路试验结果 表明:在磨矿细度-74 μm占85%的条件下,以氧化钙为硫铁矿抑制剂(矿浆pH值为9~10),Z-200为铜矿物捕收剂,经1次粗选、1次扫选和2次精选的铜浮选流程可获得铜品位为18.42%、铜回收为84.97%,含金15.52 g/t、金回收率为48.78%的铜精矿;浮铜尾矿再添加硫铁矿活化剂QH,以丁基黄药为捕收剂经1次粗选、1次扫选和2次精选的硫浮选流程可获得硫品位为45.42%、硫回收率为65.33%的硫精矿。金在铜精矿中有效富集, 在低碱度的条件下原矿实现了有价金属的综合回收。  相似文献   

11.
从某铁矿尾矿库中浮选回收铜硫矿物的研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
采用异步浮选工艺, 从某铁矿尾矿库中综合回收铜硫矿物。第一段粗选在自然pH条件下进行, 选出易浮的黄铜矿、辉铜矿和黄铁矿; 第二段粗选采用碱性介质, 硫化氧化严重的黄铜矿、辉铜矿以及黄铁矿, 应用诱导浮选将硫化矿物富集、回收; 以Y01-Y02-石灰组合药剂作为铜-硫分离调整剂, 最终得到铜精矿中铜品位13.38%, 硫精矿中硫品位42.55%的闭路试验指标。  相似文献   

12.
某复杂含金铜硫矿石中铜、金和硫的品位分别为0.82%、1.20 g/t和11.30%,对该铜硫矿石进行详细的工艺矿物学研究,针对该矿石特点,在低碱度条件下应用铜硫优先浮选原则工艺流程。闭路试验结果 表明:在磨矿细度-74 μm占85%的条件下,以氧化钙为硫铁矿抑制剂(矿浆pH值为9~10),Z-200为铜矿物捕收剂,经1次粗选、1次扫选和2次精选的铜浮选流程可获得铜品位为18.42%、铜回收为84.97%,含金15.52 g/t、金回收率为48.78%的铜精矿;浮铜尾矿再添加硫铁矿活化剂QH,以丁基黄药为捕收剂经1次粗选、1次扫选和2次精选的硫浮选流程可获得硫品位为45.42%、硫回收率为65.33%的硫精矿。金在铜精矿中有效富集, 在低碱度的条件下原矿实现了有价金属的综合回收。  相似文献   

13.
某铜硫矿选矿工艺研究   总被引:3,自引:0,他引:3  
对某铜硫矿进行了详细的浮选工艺研究,对浮选尾矿中的磁铁矿进行了磁选回收,确定了最佳的工艺流程。闭路试验获得了铜品位24.16%、铜回收率92.04%的铜精矿和硫品位40.24%、硫回收率89.72%的硫精矿,以及铁品位65.15%、对原矿全铁回收率35.66%(对原矿磁铁矿回收率约93%)的铁精矿。  相似文献   

14.
在石灰调成的高碱矿浆条件下,铜-硫分离困难,采用脱药+充气搅拌及添加很少量的混合捕收剂-丁基黄药和乙硫氮,可使铜-硫得以有效的分离,浮硫时加少量糊精能显著地提高硫精矿的浮选指标。  相似文献   

15.
含铜离子的铜硫矿石浮选工艺研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
在理论及实验的基础上分析了铜离子对浮选分离的影响。对这种含铜离子较多的矿石采用简单易行的Na2S沉淀法消除了铜离子在浮选回路的影响。选矿试验研究得出了最佳pH范围及合理的磨浮流程,提高了这类矿石铜的回收率。  相似文献   

16.
西藏某铜钼矿铜品位0.29%,钼品位0.0082%,属超低品位铜钼矿。该矿石中主要金属矿物有黄铜矿、辉钼矿、黄铁矿等,脉石矿物主要有石英和白云母。根据矿石性质,本文研究在粗选时使用新型高效硫化矿捕收剂BKAP,精选时使用新型高效黄铁矿抑制剂BKYN,采用全开路-多次粗选工艺流程,对矿石中的含铜矿物进行强化浮选捕收,最终实验室小型闭路试验获得了铜品位20.11%,铜回收率80.43%的铜精矿,其中含钼0.51%,钼回收率73.18%。  相似文献   

17.
含铜离子的铜硫矿石浮选工艺研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
在理论及实验的基础上分析了铜离子对浮选分离的影响。对这种含铜离子较多的矿石采用简单易行的Na_2S沉淀法消除了铜离子在浮选回路的影响。选矿试验研究得出了最佳pH范围及合理的磨浮流程,提高了这类矿石铜的回收率。  相似文献   

18.
西藏某铜钼矿铜品位0.29%,钼品位0.0082%,属超低品位铜钼矿。该矿石中主要金属矿物有黄铜矿、辉钼矿、黄铁矿等,脉石矿物主要有石英和白云母。根据矿石性质,本文研究在粗选时使用新型高效硫化矿捕收剂BKAP,精选时使用新型高效黄铁矿抑制剂BKYN,采用全开路-多次粗选工艺流程,对矿石中的含铜矿物进行强化浮选捕收,最终实验室小型闭路试验获得了铜品位20.11%,铜回收率80.43%的铜精矿,其中含钼0.51%,钼回收率73.18%。  相似文献   

19.
某复杂硫化铜硫矿石因磁黄铁矿含量较高,含铜矿物与磁黄铁矿嵌布较紧密,并且铜硫矿物嵌布粒度不均匀,常规选矿工艺难以获得较理想选矿指标。在工艺矿物学研究的基础上,对该矿石的选矿工艺及药剂制度进行了详细的选矿试验。结果表明,采用"部分优先—铜硫混合浮选—混浮粗精矿再磨分离",并将部分优先浮选铜精矿返回铜硫分离精二中进行载体浮选的工艺,可获得铜品位19.91%、回收率95.20%的铜精矿,该工艺能显著提高铜回收率。研究结果对该矿石的生产工艺优化具有指导意义。  相似文献   

20.
<正> 凤凰山铜矿选矿厂原设计处理能力为2000(吨/日)。整套设备系国外引进。后来又以国产设备进行了扩建。通过简化设计流程和增添4台同类型浮选机,扩大了铜硫混合浮选的生产能力。但浮选分离系统因无扩建场地和设备不配套而未能相应扩建。为了确保选铜,将铜硫混合浮选流程改为单一选铜流程,停止回收硫达几年之久。  相似文献   

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