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铵(胺)盐对氧化铜矿硫化浮选行为的影响 总被引:1,自引:0,他引:1
针对四川会东难处理氧化铜矿,研究了不同铵(胺)盐活化剂对氧化铜矿硫化浮选行为的影响规律。结果表明:乙二胺磷酸盐、硫酸铵、氯化铵、碳酸氢铵、磷酸氢二铵均对氧化铜矿硫化浮选有活化作用;用单一活化剂时最佳的是乙二胺磷酸盐,用组合活化剂时乙二胺磷酸盐和碳酸氢铵组合效果最好,且组合活化剂活化效果优于单一活化剂。当乙二胺磷酸盐和碳酸氢铵以1∶3组合使用,总用量为480 g/t时,闭路试验可获得铜精矿铜品位19.01%,回收率为83.31%的优良指标,与直接硫化浮选相比,精矿铜品位提高了4.05%,回收率提高了12.42%。 相似文献
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内蒙古某含银铜矿石,由于其铜氧化率达20.16%,采用常规浮选工艺回收率较低。针对这种情况,采用优先浮选硫化铜后浮选氧化铜的原则流程,以丁基黄药与Z200质量比为3 GA6FA 1的组合捕收剂为硫化铜的捕收剂,以Na2S为氧化铜调整剂,采用丁基黄药与羟肟酸钠混合捕收剂为氧化铜捕收剂。在磨矿细度为-0.074 mm占80%的条件下进行闭路试验,硫化铜经1次粗选和2次扫选,氧化铜经1次粗选1次扫选,所获得的硫化铜和氧化铜粗精矿混合产物经过4次精选,最终可获得铜品位为19.18%、银品位为2 308 g/t,铜回收率为80.90%、银回收率为81.03%的铜精矿产品。 相似文献
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刚果(金)某难选铜钴矿浮选试验研究 总被引:3,自引:0,他引:3
对刚果(金)某铜钴矿进行了浮选试验研究。采用先浮选硫化铜钴矿后硫化浮选氧化铜钴矿的工艺流程,当磨矿粒度为-0.075 mm粒级占80%,硫化矿浮选采用CMC作抑制剂,MB和Mac-12作捕收剂,氧化矿浮选采用硫氢化钠作硫化剂,MB和Mac-12作捕收剂时,可以有效回收矿石中的铜钴金属。全流程闭路试验可以得到含铜19.51%、含钴0.28%的硫化铜钴精矿以及含铜5.07%、含钴0.31%的氧化铜钴精矿,铜、钴总回收率分别达到89.63%和73.47%。 相似文献
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为探究某赤铁矿精矿制备超纯铁精矿的可行性进行了选矿工艺试验,该赤铁矿精矿为磁赤混合矿去除磁铁矿后的产物,全铁品位为62.74%,通过考察磨矿细度、精选段抑制剂和捕收剂用量对赤铁矿精矿品位、回收率等选别指标的影响,确定了合适的药剂制度和工艺流程。试验结果表明:赤铁矿精矿经磨矿—脱泥—1粗2精反浮选,可获得全铁品位68.32%的超纯铁精矿,浮选作业回收率为78.67%。 相似文献
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云南某铜矿原矿含铜1.68%,铜的氧化率为19.64%,其中结合氧化铜占13.69%,是一种复杂难选的硫化铜混合矿.由于铜泡石在矿石中含量较高,难以活化,因而精矿回收率仅为80%左右.考虑技术经济因素,较为合理的分选流程是采用原矿磨矿细度70% -74 μm单一浮选流程,可获得铜精矿品位为32.23%、铜回收率为78.48%的选矿指标. 相似文献
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某难选氧化铜矿分步优先浮选和中矿处理工艺研究 总被引:5,自引:0,他引:5
某难选氧化铜矿石氧化率和结合率高,原矿品位低,选别指标不理想。为了提高铜精矿指标,提出了分步优先浮选工艺流程方案。比较了中矿不磨、再磨再选和中矿浸出三种方案,其中以中矿浸出效果最好。新工艺的特点是,采用分步优先浮选可尽早回收易选的硫化铜和氧化铜,又可防止过磨;铜精矿品位达26.35%,回收率达70%。 相似文献
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低品位铜矿选矿工艺研究 总被引:4,自引:1,他引:3
穆国红 《有色金属(选矿部分)》2008,(3):16-19
对某低品位铜矿石的选别工艺进行了试验研究。通过浮选条件试验,确定采用一段粗磨(细度-74μm含量占51%)丢尾、闪速浮铜、铜硫混浮再磨分选流程,得到了含铜品位31.17%、铜回收率93.53%、伴生金回收率52.17%的铜精矿和含硫43.2%、回收率44.31%的硫精矿。结果表明,此选别工艺可有效处理该低品位铜矿石。 相似文献
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大宝山难选铜硫矿石选矿新工艺研究 总被引:2,自引:0,他引:2
广东大宝山铜硫矿石铜品位低,主要金属矿物黄铜矿与黄铁矿、磁黄铁矿等嵌布关系复杂,磁黄铁矿可浮性与黄铜矿相近,采用单一浮选工艺处理该矿石难以获得较好的铜硫分离指标。为探索该难选铜硫矿石铜硫高效分选工艺,在对其进行工艺矿物学分析基础上进行了选矿新工艺研究。结果表明:原矿磨细至-0.074 mm占80.10%,经1粗3扫铜浮选,粗选精矿再磨至-0.074 mm占90%经磁选脱除磁黄铁矿,非磁性产品经3次铜精选,可以获得铜品位为18.57%、回收率为80.26%的合格铜精矿,浮铜扫选尾矿经1粗1扫硫浮选,与磁性产品合并后可以获得硫品位为45.35%、回收率为87.12%的硫精矿,铜硫得到有效分离。 相似文献
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江西某钨矿石中伴生有锡、铜、锌,重选富集钨、锡、铜、锌,混合精矿经浮选获得含铜锌的综合硫化矿,经球磨机-螺旋分级机闭路磨矿至-200目占为43.72%,仅获得铜品位为18.92%、含锌4.29%、铜回收率为96.77%的铜精矿和锌品位为33.17%、含铜2.79%、锌回收率为21.97%的锌精矿,铜锌浮选分离回收效果很不理想,这主要与铜锌矿物单体解离程度较低有关。为了解决铜锌矿物的单体解离问题,在现场探索试验和铜锌矿物单体解离程度较低原因分析的基础上,采用高频振动细筛替代螺旋分级机,在高频振动细筛筛孔宽为0.125 mm的情况下,浮选给矿-200目含量达70.58%,铜精矿铜品位达25.46%、含锌降至2.51%、铜回收率达98.28%,锌精矿锌品位达45.50%、含铜降至0.82%、锌回收率达57.43%,铜精矿品级由四级品提高到二级品,铜回收率也提高了1.51个百分点;锌精矿由原来的不合格品提至七级品,锌回收提高了35.46个百分点,生产指标改善非常显著,企业经济效益和环境效益均得到较大提升。 相似文献
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某低品位铜矿石浮选工艺优化试验研究 总被引:3,自引:1,他引:2
杨远坤 《有色金属(选矿部分)》2016,(2):14-17
针对闽西某低品位铜矿石,通过优化浮选药剂制度,以石灰+亚硫酸钠为抑制剂,丁基铵黑药为捕收剂,闭路流程试验可获得铜品位19.50%、铜回收率90.99%的铜精矿。应用于现场后,在入选原矿铜品位降低0.03%的情况下,使铜精矿铜回收率提高了2.6%,尾矿铜品位降低了0.015%,工艺效果显著。 相似文献
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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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为高效回收利用铜品位为1.28%的云南某氧化铜矿,根据原矿高氧化率、高结合率、嵌布粒度细的特点及不同含铜矿物可浮性和磁性的差异,试验研究采用先浮硫化铜后浮氧化铜-浮选尾矿强磁选的原则工艺流程。试验结果表明:在磨矿细度为-0.074 mm 84.5%的条件下,进行硫化铜1粗1扫2精浮硫化铜矿,硫化铜浮选尾矿再进行1粗3扫3精浮氧化铜矿,浮选尾矿通过磁选综合回收铜工艺,最终获得的硫化铜精矿铜品位为24.75%,铜回收率为33.03%;获得的氧化铜精矿铜品位为16.12%,回收率为39.25%;获得的磁选精矿铜品位为9.71%,铜回收率为12.50%;总精矿铜品位为16.77%,总铜回收率为84.78%,获得了满意的试验指标。 相似文献