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斑岩型铜钼矿具有矿石性质复杂、嵌布粒度细、辉钼矿与黄铜矿可浮性相近等特点,导致在浮选过程中铜钼分离困难。利用超声波改变矿浆性质、矿物表面性质及药剂溶液性质。通过对某铜钼矿石采用超声波技术处理强化铜钼浮选分离,纯矿物浮选研究表明,采用超声波处理可以有效实现黄铜矿与辉钼矿的分离。实际矿石分选表明:在磨矿浓度为66.7%、矿浆pH=10.0、石灰用量为450 g/t、水玻璃用量为1 kg/t、YC药剂+丁基黄药用量为160 g/t+50 g/t、2#油30 g/t、磨矿细度 < 0.074 mm占77.2%时,获得混合铜钼精矿钼品位为2.96%,钼回收率为87.44%;铜品位为0.76%,铜回收率为92.77%。对铜钼混合精矿,在矿浆浓度10%下,经超声功率2 000 W处理时间20 min,浮选条件为矿浆pH=10、煤油用量为80 g/t、2#油用量为15 g/t、硫化钠用量为300 g/t,获得最终钼精矿Mo品位为22.19%,作业回收率为95.95%,钼总回收率为83.90%;铜精矿Cu品位为11.88%,作业回收率为98.27%,铜总回收率为91.16%,实现了铜钼矿物良好分离。 相似文献
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针对某斑岩型钼矿石浮选钼精矿含杂不理想问题,进行了浮选试验研究,考察了药剂制度、磨矿细度等影响因素。结果表明:采用铜钼混合浮选—铜钼分离浮选工艺流程,在最佳药剂制度、再磨细度条件下,获得的钼精矿品位57.13%,含铜、铅指标大幅度降低,含铜从0.2%~0.5%降至0.037%,含铅从0.2%~0.83%降至0.014%,钼回收率从87%左右提高至91.02%,为选矿工艺优化提供技术依据。 相似文献
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含磁黄铁矿硫化铜矿石的电位调控浮选研究 总被引:1,自引:0,他引:1
针对含磁黄铁矿的硫化铜矿石进行了电位调控浮选研究,主要考察了磨矿细度与矿物解离度和电位的关系、氧化钙用量(pH值)与电位的关系,电位与浮选指标的关系。研究结果表明随着磨矿细度的增加,矿物单体解离度增加,但在磨矿细度为-74μm占70%后增加不明显;随着磨矿细度增加,矿浆电位降低,黄铜矿在很宽的矿浆电位范围可浮性都很好,而铜粗精矿中磁黄铁矿含量随矿浆电位下降而减少,证明浮选指标除与矿物的单体解离度有关外,与磨矿矿浆也有密切的关系,因此浮选指标受pH-矿浆电位-磨矿细度等参数的三维控制;溶解氧降低和二价铁离子形成是引起磨矿过程中电位减低的原因,其中以二价铁离子的形成影响为主;随着CaO用量增大,矿浆pH值升高,矿浆电位先升高后降低,当氧化钙用量为1000~2000 g.t-1,pH值为10.17~11.63,磨矿矿浆电位为-33~62 mV时,得到含铜18.61%,铜回收率91.02%的铜精矿。另外,通过循环伏安测试证明含磁黄铁矿硫化铜矿石的电位调控浮选在理论上的可行性,并通过自腐蚀行为测试和迦伐尼电偶测试证明磨矿过程中引起二价铁离子形成的主要原因是铁介质的氧化,且矿物-铁介质的迦伐尼电偶作用会加强铁介质腐蚀。 相似文献
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提高金银浮选回收率的试验研究 总被引:3,自引:0,他引:3
对赤峰某金矿进行提高金银浮选回收率的试验研究,通过XRD/SEMEnergy Spectrum对样品的物相组成、金银赋存状态及嵌布粒度进行检测;考察了磨矿细度、捕收剂及辅助剂用量、扫选时间及矿浆pH值对浮选效果的影响;通过精选实验、开路综合条件试验和闭路试验研究,结果表明,浮选时加入T12,抑制细泥及硫化氧化矿,产出精矿中Au品位可达60.2g/t,浮选回收率可达87.50%;精矿中Ag品位可达6 767 g/t,浮选回收率可达到75.21%,确定适宜该矿石性质的工艺条件及工艺流程,获得的金精矿可作为混合精矿外售。 相似文献
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针对鹿鸣矿业钼铜矿石钼、铜品位分别为0.106%和0.015%,现场在磨矿细度为-0.074%mm占60%的情况下,采用快速浮选、预精选、粗扫选作业,中矿返回流程进行混合浮选。获得Mo、Cu品位分别为5.781%、0.622%,Mo、Cu回收率分别为87.26%、66.35%。为降低浮选指标波动,合理开发利用铜钼矿石资源,进行了捕收剂种类试验、起泡剂种类试验、药剂用量正交试验、以及闭路试验研究。结果表明,在磨矿细度为-0.074%mm占60%,工艺流程不变的情况下,用捕收剂ZS柴油替代LY煤油,起泡剂JH2#油代替HB2#油,提高药剂单耗后,最终获得Mo、Cu品位为5.990%、0.740%,Mo、Cu回收率分别为92.03%、83.37%的钼铜混合粗精矿。与现场指标对比,混合粗精矿Mo、Cu品位分别提高了0.209%、0.118%,Mu、Cu回收率分别提高了4.77%、17.03%,指标显著改善。 相似文献
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对黑龙江某大型钼矿深部矿石进行了选矿工艺试验研究,考察了浮选流程结构、药剂制度、磨矿细度等因素对浮选指标的影响.结果表明:采用钼粗选—粗精矿再磨精选—粗选尾矿选硫工艺流程,在最佳工艺参数下,可获得钼精矿钼品位50.800%、钼回收率82.59%,硫精矿硫品位44.640%、硫回收率69.98%的较好工艺指标. 相似文献
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某含碳微细粒金矿金含量为5.56×10-6,大部分金呈微细粒包裹于含碳硅质板岩碎屑中,有机碳和石墨含量分别为1.33%和1.50%,是典型的含碳难处理金矿。为实现该含碳难处理金矿的浮选预富集,进行了先浮选碳质后浮选金和直接浮选金等不同工艺流程的探讨试验,并在最佳流程基础上进行了直接浮选工艺的条件优化试验。结果表明:采用直接浮选工艺可以获得品位较高的金精矿,当磨矿细度为-0.074 mm含量占比为85%时,可获得金品位为30.01×10-6,回收率为76.18%的金精矿,金回收率较先浮选碳质后浮选金工艺明显提高;调整工艺流程结构,采用一段粗磨浮选—扫选精矿再磨浮选工艺,可获得金品位为33.45×10-6、金回收率为79.93%的金精矿。该流程选矿指标相较于一次磨矿细度为-0.074 mm含量占比为85%的指标更优,是适宜含碳微细粒难处理金矿石的处理流程。 相似文献
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针对金翅岭金矿选矿厂磨机充填率低,钢球配比、钢球尺寸不合理导致磨机生产能力低,磨矿细度达不到浮选要求及浮选指标差等问题,通过应用段式球径半理论公式和精确化装补球技术,计算得出磨机初装球方案和补加球方案,并对现场磨矿工艺进行优化改进,提高矿物单体解离度,从而改善磨矿效果及浮选指标。工业试验结果表明,应用精确化装补球技术使得磨机生产能力提高了5%~8%,3种矿石的磨矿细度分别提高了7.16个百分点、14.03个百分点和12.13个百分点,磨机电耗分别降低了9.94%、11.47%和10.14%,介质单耗分别降低了21.31%、15.84%和17.83%。特别是3号矿石,浮选尾矿金品位降低了35.29%,回收率提高了2.46个百分点。由此可见,精确化装补球技术的应用取得了良好的效果,创造了可观的经济效益,具有较好的应用及推广价值。 相似文献
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The copper grade the low-grade copper-molybdenum ore in Shaanxi is 0.32% and the molybdenum grade is 0.048%.The copper and molybdenum minerals mainly exist in the form of sulfide ore. The properties are complex that there are many kinds of minerals in the ore, which are closely distributed and fine dissemination size. According to the properties of the ore, the technological process of bulk flotation and separation of copper and molybdenum was adopted in the experiment. With lime as regulator and reagent L03 as collector, the mixed concentrate of copper and molybdenum was obtained by the bulk flotation which flow-sheet is one roughing, three refining and two scavenging process. Then regrinding the mixed concentrate, use sodium sulfide as inhibitor of copper minerals, sodium silicate as slurry dispersant and inhibitor of silicate gangue minerals , kerosene as collector, can separate copper and molybdenum with the flow-sheet which one roughing, five refining and three scavenging. The copper concentrate with copper grade of 18.82% and copper recovery rate of 85.35% and molybdenum concentrate with molybdenum grade of 47.14% and molybdenum recovery rate of 79.24% were obtained by the final closed-circuit flotation test process, the indicator is nearly ideal. 相似文献
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某氧化铜矿石铜品位为1.24%,自由氧化铜分布率占93.65%.针对该矿石性质,进行了浮选工艺研究,考察了磨矿细度、药剂用量等工艺条件对选别指标的影响.结果表明:在磨矿细度-0.074 mm占70%,硫化钠和硫酸铵作为硫化剂,异戊基黄药和苯甲基羟戊酸作为捕收剂的条件下,原矿经两次粗选、两次精选、两次扫选浮选流程,中矿集... 相似文献
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以某地低品位铜钼硫化矿为研究对象,在矿石工艺矿物学研究的基础上,通过系统的浮选试验,对含铜0.31%,含钼0.029%的原矿,确定在磨矿细度为-0.074 mm占70%时,采用单一的水玻璃作为脉石矿物抑制剂,丁基黄药和丁胺黑药为铜钼硫化矿物混合捕收剂,2#油为起泡剂的药剂制度,可获得铜钼品位分别为8.26%和0.80%的铜钼硫混合粗精矿.混合粗精矿再磨后,在粒度为0.045mm%占92%的条件下,分别采用石灰和硫化钠作黄铁矿和黄铜矿的抑制剂进行分离浮选.实验室小型闭路试验获得钼精矿含钼51.19%,含铜0.30%,钼回收率达87.0%;铜精矿含铜19.19%,含钼0.12%,铜同收率为88.98%;硫精矿含硫39.30%,分选指标较为理想. 相似文献