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低碱度铜硫分离高效抑制剂的研究 总被引:3,自引:0,他引:3
对有机抑制剂DP-1、无机抑制剂DP-2和DP-3浮选分离德兴铜矿一段铜硫混合精矿进行了试验研究。结果表明,DP-1、DP-2和DP-3都是铜硫分离时硫的有效抑制剂,但DP-3的综合性能要优于DP-1和DP-2抑制剂。闭路浮选试验结果表明,当DP-3总用量为500g/t时,可获得铜精矿中铜品位28.43%、铜回收率97.71%和钼品位0.212%、钼回收率80.56%的二段分离指标,与石灰工艺相比,铜、钼、金、银的回收率分别提高了0.75%、31.38%、2.76%和8.31%,表明低碱度浮选工艺对于伴生金属的回收具有十分明显的优势。生产综合样验证试验进一步证明捕收剂Mac-12和抑制剂DP-3可望实现德兴铜矿铜硫低碱度高效浮选分离。 相似文献
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江西某铜铋多金属矿石无氰铜铋分离浮选试验 总被引:4,自引:0,他引:4
采用铜铋混合浮选-铜铋分离浮选工艺和新型有机抑制剂XTL-3处理江西某铜铋多金属矿石,实现了铜和铋的高效无氰分离。试验在-74 μm占70%的磨矿细度下,获得了铜品位和铜回收率分别为27.51%和88.71%的铜精矿及铋品位和铋回收率分别为20.14%%和77.58%的铋精矿,铋在铜精矿中的含量为0.14%,铜在铋精矿中的含量为2.13%。 相似文献
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高效捕收剂ZA在铜硫分离浮选中的应用 总被引:2,自引:0,他引:2
西南某多金属硫化矿主要有价元素为铜、锡、硫,铜品位为1.05%、锡品位为0.28%、硫品位为7.19%,伴生银品位为13.20 g/t。铜主要以硫化铜形式存在,占有率为93.60%。现场采用铜硫混合浮选-铜硫分离浮选、浮选尾矿摇床重选选锡的浮重联合流程综合回收矿石中的铜硫银锡(银进入铜精矿),存在石灰用量偏大,碱度高,铜和银回收率偏低的问题。为探索低碱度浮选回收铜银的可能性,以复配药剂ZA为铜矿物捕收剂进行了试验研究。结果表明:将磨矿细度为-0.074 mm占75%条件下以硫酸铜为活化剂、丁基黄药为捕收剂,经1粗2精2扫铜硫混合浮选获得的铜硫混合精矿,以石灰为抑制剂在再磨细度为-0.043 mm占85%、pH=10.5的低碱条件下经1粗3精2扫铜硫分离,最终获得了铜品位为25.16%、银品位为212.2 g/t,铜、银回收率分别为91.75%、61.18%的铜精矿及硫品位35.32%、硫回收率79.08%的硫精矿,有效地实现了矿石中铜银硫的分离富集回收,尤其是强化了游离银的选矿富集。试验结果对伴生贵金属硫化矿中贵金属的综合回收具有借鉴意义。 相似文献
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针对某低品位铜铅锌硫化矿,采用铜铅顺序优先浮选-锌硫混合浮选再分离工艺进行了浮选分离试验研究。选用高效选择性铜捕收剂BK916和铅捕收剂BK906进行了铜铅顺序优先浮选试验研究,并在锌硫分离试验研究中,利用环保型抑制剂BD和石灰的组合作用,有效抑制了锌硫混合精矿中的黄铁矿,获得了铜品位20.68%、铜回收率72.98%的铜精矿,铅品位61.38%、铅回收率73.57%的铅精矿,锌品位46.31%,锌回收率73.17%的锌精矿和硫品位48.54%的硫精矿。 相似文献
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甘肃某复杂铜铅锌硫化矿石浮选新工艺研究 总被引:1,自引:0,他引:1
为解决甘肃某铜铅锌多金属硫化矿矿石性质变化后原选矿工艺流程不能适应的问题,进行了铜与部分铅锌优先混合浮选再分离浮选-其余铅锌与硫混合浮选-铅锌与硫分离浮选新工艺的试验研究,闭路试验获得了铜精矿铜品位为20.99%、铜回收率为74.23%,铅锌混合精矿铅和锌品位分别为16.65%和27.32%、铅和锌回收率分别为91.11%和93.32%,硫精矿硫品位为41.62%、硫回收率为37.58%,伴生金和银在铜精矿和铅锌混合精矿中的总回收率分别为83.84%和88.27%的良好指标。 相似文献
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新疆某低品位钼矿石钼品位仅0.076%。矿石中除钼外,还伴生含量为0.033%的铜和含量为1.232%的硫。虽然钼、铜、硫主要以辉铜矿、黄铜矿、黄铁矿形式存在,但它们共生关系密切,分离困难。根据矿石性质开展综合回收钼、铜、硫的选矿试验,首先将原矿粗磨至-0.074 mm占85%后进行钼铜硫的混合浮选,然后将钼铜硫混合精矿细磨至-0.043 mm占95%后进行钼铜与硫的分离浮选,最后对钼铜混合精矿进行钼与铜的分离浮选,并在钼铜硫混合浮选过程中使用新型捕收剂GZW101和新型抑制剂GTS、在钼铜分离浮选过程中使用新型抑制剂GLN,最终获得了钼品位为47.03%、钼回收率为73.20%的钼精矿以及铜品位为14.89%、铜回收率为77.26%的铜精矿和硫品位为54.26%、硫回收率为88.94%的硫精矿,从而为该矿石的高效利用提供了依据。 相似文献
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随着世界经济及国内经济的持续迅速增长,浮选机大型化已成为必然趋势,但浮选机放大方法依然以经验放大为主。本文从充气机械搅拌式浮选机的原理入手,从形状和动力学两个方面研究了充气搅拌式浮选机的放大方法,其中:槽体的放大因子为槽体截面积与叶轮直径的比值,放大规则为SD=a1Vb1;叶轮形状的放大因子为叶轮直径,放大规则为D=a2Vb2;叶轮搅拌强度的放大因子为叶轮搅拌雷诺数,其放大规则为J=a5Vb5;浮选机动力学的放大因子为S/D倍的叶轮线速度,其放大规则为S/DV=a6Vb6。该放大方法也可用于自吸气机械搅拌式浮选机,对大型浮选机放大理论的研究有一定的促进作用。 相似文献
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广西某高砷铜锌矿选矿工艺研究 总被引:1,自引:1,他引:1
黄锦庆 《有色金属(选矿部分)》2007,(3):18-21
根据矿物特性,对广西某地高砷铜锌矿进行了浮选分离研究,采用脱碳-优先选铜-锌硫混浮分离的工艺流程,利用FN作砷矿物的抑制剂,有效地解决了铜、锌精矿含砷高的问题。试验获得了铜、锌精矿含砷分别为0.26%、0.18%,铜、锌精矿回收率分别达80.23%、90.24%。 相似文献
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西藏某矽卡岩型铜钼矿选矿工艺试验研究 总被引:9,自引:0,他引:9
针对某铜钼矿矿石性质,确定了"一段粗磨铜钼混合浮选—混合粗精矿再磨—铜钼分离"的浮选方案。铜钼分离过程中,采用组合抑制剂WL,经过四次精选可得到钼精矿含钼52.68%、回收率89.31%,铜精矿品位19.69%、回收率92.50%的技术指标,使铜钼达到了较好地分离。 相似文献
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江西某蓝辉铜矿石铜品位为0.30%,原生硫化铜仅占总铜的6.67%,次生硫化铜占总铜的80.00%,主要铜矿物蓝辉铜矿多以不规则粒状集合体形式充填在脉石或黄铁矿粒间,大部分易与黄铁矿解离,细粒蓝辉铜矿与黄铁矿不易单体解离。为高效回收该铜矿资源,进行了选矿试验研究。结果表明,矿石在磨矿细度为-200目占70%的情况下,采用1粗2精1扫铜硫混浮、混浮精矿1粗2精1扫铜硫分离、铜硫分离精选1尾矿和扫选精矿合并再磨至-325目占85%后再返回,其余中矿直接顺序返回流程处理,最终可获得铜品位为20.29%、含硫42.97%、铜回收率为71.02%的铜精矿,以及硫品位为37.42%、含铜0.28%、硫回收率为80.04%的硫精矿,较好地实现了铜和硫的回收。 相似文献
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对某含铜钼钨矿石进行了浮选分离工艺研究。该矿石为钨重选毛砂,除钨矿物外,还富含铜、钼等有价金属硫化矿物。根据矿石性质,采用铜钼混合浮选—铜钼分离的浮选工艺,综合回收矿石中的钨、铜、钼。铜钼混合浮选时,采用高效活化剂BK546,有利于矿石浮选脱硫,提高铜钼回收率,并减少钨的互含损失。闭路试验获得钼精矿含钼57.90%、铜0.68%、钼回收率96.44%;铜精矿含铜37.32%、回收率99.64%;钨精矿含WO3 68.12%、铜0.025%、钼0.005%、钨回收率97.30%。实现了矿石中钨、铜、钼的有效分离回收。 相似文献