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KM-109用于某铜铅锌多金属复杂硫化矿的浮选试验研究 总被引:3,自引:0,他引:3
对某大型铜铅锌多金属硫化矿选矿生产工艺流程进行了局部改进:二段磨矿前增设分级作业、二段磨矿细度由-74μm85%提高到95%,同时用KM-109捕收剂代替丁基黄药用于混合精矿精选作业及铜、铅锌分离作业,铅锌混合精矿品位之和提高6.58%、回收率之和提高9.41%,铜回收率提高1.72%,伴生金、银回收率明显提高。 相似文献
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对云南某高硫铅锌矿进行选矿实验研究。原矿铅品位2.98%、锌品位2.79%、银品位114.95 g/t,在磨矿细度为-0.074 mm 76.19%条件下,采用优先浮选工艺流程,以硫酸锌+碳酸钠作为组合抑制剂,以新型捕收剂HQ-Pb作为铅捕收剂,最终获得铅品位56.62%、银品位1915.38 g/t的铅精矿,铅回收率82.36%,银回收率73.44%;获得锌品位45.92%、银品位171.38 g/t的锌精矿,锌回收率82.29%,银回收率7.58%。 相似文献
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云南某铜铅锌多金属硫化矿铜品位0.45%、铅品位3.18%、锌品位4.21%,含银30.10 g/t,有用矿物以黄铜矿、闪锌矿、方铅矿等为主。黄铜矿与闪锌矿相互交代连生或混染包裹,铜、锌矿物粒度粗细不均。85.11%的铜以原生硫化铜的形式存在,铅、锌也均主要赋存于硫化矿中。浮选试验结果表明,在磨矿细度-0.074 mm 80%的条件下,以CaO+Na2S+Na2SO3+ZnSO4作调整剂、异丙基黄药作捕收剂、730A作起泡剂,1粗3精2扫铜铅混合闭路浮选可获得产率650%,铜品位5,20%、铅品位43.64%,铜回收率75.11% 、铅回收率93.00%的铜铅混合精矿;铜铅混合尾矿以CuSO4作活化剂、丁基黄药作捕收剂经1粗2精2扫闭路流程选锌可获得产率7.60%、品位46.94%、回收率85.76%的锌精矿;铜铅混合精矿经1粗1精分离浮选可获得品位42.23%、回收率8638%的铅精矿和品位27.65%、回收率61.88%的铜精矿;铜、铅、锌精矿指标均达到相应的产品质量标准,并综合回收了银。试验结果可为该矿石的开发利用提供技术参考。 相似文献
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多金属原生硫化矿铜锌分离试验研究 总被引:3,自引:3,他引:0
某铜锌多金属硫化矿含铜0.63%、含锌0.41%,矿石氧化率较低,属易浮铜锌多金属原生硫化矿。针对现场生产铜锌精矿互含较高、铜锌分离不理想的问题,试验研究确定了优先浮铜—铜尾浮锌的优先浮选方案,控制磨矿细度-74μm粒级占80%,通过原矿"一次粗选、三次精选、一次扫选"浮铜+铜尾矿"一次粗选、三次精选、二次扫选"浮锌的工艺流程,利用组合抑制剂碳酸钠+水玻璃加强对脉石矿物抑制,组合抑制剂亚硫酸钠+硫酸锌加强对含锌矿物抑制,最终获得了铜精矿铜品位22.30%、锌品位1.37%,铜回收率89.91%;锌精矿锌品位18.71%、铜品位0.96%,锌回收率78.49%的良好指标,对比现场生产指标有了极大改善,铜锌综合回收利用效果显著。 相似文献
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高海拔地区复杂铜铅锌多金属硫化矿浮选试验研究及应用 总被引:17,自引:16,他引:1
试验研究的矿样来自西藏墨竹工卡的复杂难选铜铅锌多金属矿。依据矿石性质,铜铅锌浮选采用铜铅混合浮选、再铜铅分离、铜铅浮选尾矿浮锌的原则工艺流程。该工艺的关键技术是:(1)铜铅混合浮选并采用中矿再磨措施,提高铜铅单体解离度。(2)铜铅分离采用活性炭脱药;(3)CMC、Na2SO3和Na2SiO3环保型的组合药剂作为铅矿物的抑制剂。通过上述技术创新,成功地实现了铜铅分离,并取得良好的选矿试验指标。该工艺率先在西藏两家选矿厂成功地应用。 相似文献
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为实现铜、锌、硫的高效回收利用,降低产品金属互含,提高产品质量等级,解决四川某铜锌硫化矿嵌布关系复杂,粒度分布不均,矿石特性为高铜、低锌、高硫,工业生产现场铜锌硫分离难度较大,生产指标异常波动等问题,本文从优化产品质量方案出发,进行了工艺矿物学研究、选矿探索试验研究和不同工艺流程条件下的浮选指标对比试验。使用铜锌高效捕收剂DF-201、DF-301和高效硫抑制剂S601,利用捕收剂DF-201和DF-301高选择性的特点,实现了在低碱度条件下铜锌硫高效分离回收的目的。在一段磨矿-0.074 mm含量占65%条件下,采用“优先浮铜-铜尾浮锌-锌尾浮硫”的原则流程,铜浮选作业采用“一次粗选一次扫选三次精选”的闭路流程,获得铜精矿品位为23.17%,含锌1.25%,铜精矿回收率为96.08%;锌浮选作业采用“一次粗选一次扫选四次精选”的闭路流程,获得锌精矿品位为42.20%,含铜0.32%,锌精矿回收率为75.25%;硫浮选作业采用“一次粗选一次扫选两次精选”的闭路流程,获得硫精矿品位为35.25%,含锌0.43%,硫精矿回收率为65.00%。本文研究结果可为同类型矿石的高效回收利用提供技术... 相似文献
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采用脂肪酸类阴离子捕收剂反浮选铁矿物,需要通过加温矿浆来保证其捕收性,不仅造成了能源的大量消耗,而且会对环境造成危害,为此东北大学研发了新型常温阳离子捕收剂DYP。为了研究其对铁矿物反浮选的分选效果,进行了石英、赤铁矿、磁铁矿单矿物及人工混合矿的浮选试验。结果显示:在捕收剂DYP体系中,3种单矿物的可浮性由强到弱依次为石英>赤铁矿>磁铁矿;DYP的用量为50 mg/L时,石英的回收率达到了97.33%,而赤铁矿和磁铁矿的回收率分别为6.50%、4.33%,说明捕收剂DYP具有很好的选择性,适合铁矿物反浮选。对捕收剂DYP在溶液中化学平衡、DYP对石英表面动电位及可浮性影响的分析表明,DYP对石英的捕收作用是静电吸附和氢键吸附协同作用的结果,且氢键作用强于静电吸附。 相似文献
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为了拓展矿山资源,适应原矿品位逐渐下降的趋势,对云锡公司新发现的前进坑玄武岩低品位硫化矿进行了详细的选矿试验研究。工艺矿物学研究表明,矿石含铜品位低,仅为0.388%,主要载体矿物黄铜矿结晶粒度较为细小,并存在难选的包裹嵌镶型极显微细粒状嵌布,且共生关系复杂。选矿试验研究结果表明,一段磨矿粒度-0.074mm75.10%使铜矿物初步富集,强化铜粗精矿细磨至-0.074mm97.50%,采用At-3捕收剂,经一次粗选,一次扫选,三次精选的优先浮选工艺,可获得品位为23.96%,回收率为91.48%的铜精矿,该指标优于现用药剂的选别指标,并且新药用量省,可降低生产成本。采用生产回水试验,也显示出了相类似的浮选指标。 相似文献
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某铜矿含铜1.09%、含硫1.63%,伴生金、银品位分别为0.14g/t和10.87g/t,在分析矿石工艺矿物学特性的基础上,进行了铜捕收剂考查和工艺流程结构的试验研究,结果表明,采用选择性铜捕收剂BK916结合快速浮选工艺流程,可获得铜品位24.03%、铜回收率93.68%的铜精矿,其金、银回收率分别为45.33%和68.31%,相比常规浮选流程,选矿指标明显提高。 相似文献
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陈晓芳’ 《有色金属(选矿部分)》2020,(1):113-117
针对某铜矿山在高碱条件下采用丁基铵黑药进行强压强拉选铜,存在的铜回收率偏低、选矿药剂成本高等问题,在不改变现场工艺流程结构及磨矿细度的前提下,仅通过采用新型铜捕收剂PJ-9,在低碱条件下就实现了该矿山铜硫矿物的有效分离,闭路试验获得铜精矿含铜25.22%、金4.60g/t、银90.80g/t,铜回收率92.03%、金回收率39.51%、银回收率49.41%,比相同条件下采用丁基铵黑药作捕收剂时,铜精矿铜品位高2.77%、铜回收率高2.15个百分点,石灰用量减少800g/t,具有良好的工业应用前景。 相似文献
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内蒙古某银铅锌硫化矿含银215.88 g/t、铅2.50%、锌3.73%,为强化银的回收并提高银在铅精矿中的含量,在工艺矿物学研究基础上对浮选药剂制度进行了优化。结果表明,银矿物粒度较细、分散程度高,常呈微细包裹体嵌布在方铅矿、闪锌矿和黄铁矿中; 采用HQ77+丁铵黑药+乙硫氮组合捕收剂可强化银在铅精矿中的回收,闭路试验取得了银铅精矿银品位3 807.6 g/t、银回收率68.45%、铅回收率85.70%,锌精矿银品位882.34 g/t、银回收率25.61%、锌回收率81.12%,银总回收率可达94.06%。 相似文献