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砷通常以毒砂的形式存在于硫化矿中,因其存在形式与其他硫化矿结构性质相似,不易分离,导致选
矿加工后的硫化精矿中仍含有大量毒砂,精矿品位降低,达不到生产指标,因而硫砷分离一直是选矿界的难题。对
选矿过程中降砷研究现状进行了梳理,从选矿工艺、浮选药剂等方面总结了降砷方法。选矿工艺主要包括矿石预
处理(氧化、超声波和微波法等预处理)、浮选及浮选与其他方法联合工艺(磁选—浮选联合工艺、重选—浮选联合
工艺、重选—磁选—浮选联合工艺);药剂主要分为捕收剂与抑制剂,硫化矿浮选的捕收剂目前依旧是以黄药、黑药
为主,螯合类捕收剂还没有得到广泛应用;砷的抑制剂主要分为无机抑制剂、有机抑制剂、组合抑制剂和新型抑制
剂。指出在关注混合药剂研究的同时应加强浮选药剂作用机理的研究,加强新药剂的开发,寻求高效、环保、低成
本、高性能的新型药剂,提高硫化矿的降砷效果。 相似文献
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为查清江西某闪速炉渣浮选铜精矿中砷含量较高的原因,对该闪速炉渣进行了系统的工艺矿物学研究。结果表明:闪速炉中的砷主要以砷化铜、砷化铁等金属砷化物的形式存在,这些含砷矿物粒度微细,大部分都是以微细粒形式包裹于冰铜中,在磨矿过程中很难解离,而且砷化铜与冰铜的浮游性能较为相似,在选矿过程中不易将两者分离,将最终导致铜精矿中砷含量过高。 相似文献
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俄罗斯某富砷锑矿锑品位为8.78%、砷含量为1.40%。锑主要以辉锑矿的形式存在,砷主要以毒砂的形式存在,毒砂嵌布粒度微细,少量辉锑矿存在于毒砂裂缝中,增加了辉锑矿分选的难度。为给该矿石选矿工艺提供依据,对其进行了浮选流程试验。结果表明:在磨矿细度为-0.074 mm占75%条件下,以硝酸铅为锑活化剂、腐植酸钠为砷抑制剂、丁黄药为捕收剂,经1粗3精1扫闭路流程浮选,得到的锑精矿锑品位为59.22%、回收率为84.58%、砷含量为0.73%。试验结果可以为该矿石选矿工艺流程的确定提供依据。 相似文献
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对青海拉陵高里河下游某难选铜锌矿矿石进行了系统的工艺矿物学研究,查明了矿石的化学组成、矿物组成及其含量、主要矿物的嵌布特征、嵌布粒度以及解离情况。结果表明:矿石铜、锌品位分别为0.40%、1.60%,铜、锌氧化率分别为37.14%、62.12%,属低品位氧化铜锌矿;矿石中铜矿物主要以砷钙铜矿、黄铜矿形式存在,锌矿物主要以砷钙锌矿、铁闪锌矿、砷锌矿形式存在;砷钙铜矿中的锌以及砷钙锌矿和砷锌矿中的铜是以类质同象形式存在,这部分铜锌通过常规物理选矿难以分离,影响铜、锌的回收。黄铜矿、铁闪锌矿主要呈不规则状、星点状与Cu-Zn砷酸盐矿物、绿帘石、云母紧密共生;Cu-Zn砷酸盐矿物主要呈纤维状、板状、不规则状、浸染状与脉石矿物紧密共生,因此适当地提高磨矿细度有利于提高精矿质量与回收率。根据工艺矿物学研究结果,建议采用“铜锌硫化矿混合浮选—铜锌分离—分离尾矿再选铜锌氧化矿”的选矿工艺流程。 相似文献
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含砷金矿石的处理工艺 总被引:9,自引:1,他引:9
含砷的金矿石常用作熔炼过程中的熔剂或是进行浸出处理以提取金。主要目的是降低被处理物料中的砷含量和碎解矿石晶格,并因此而解离出金。为使含砷的化合物在有黄铁矿存在的条件下达到硫化,以及在有苏打(碳酸钠)存在的条件下使含砷的金矿石和精矿氧化,作者已制定出一些工艺规程。本文分析了含砷的金精矿分解和氧化焙烧的实验室和半工业试验的结果。在真空条件下进行分解焙烧过程中,砷就以元素砷和硫化物砷形式被挥发。这一处理过程虽能大大减轻对环境的不利影响,但却需要采用费用很高的工艺设备。在只有着有限数量氧气的气相中进行焙烧,就有可能使砷以氧化物和硫化物形式挥发,并且这一过程可在流化床焙烧炉中进行。在存在有碳酸钠的条件下对精矿进行氧化焙烧时,就能生成一些水溶性的化合物,并能使所有的砷和硫实际上都留在焙砂中。 相似文献
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贵州榕江县干河沟硫化锑矿中矿物类型较为单一,以锑为主要回收对象,矿石中的锑主要以锑硫化物辉锑矿形式存在,占总物相的77.82%,另外还有少量的锑氧化物(14.9%)和锑酸盐(7.28%)形式存在。针对该硫化锑矿矿石的特性,进行了详细的条件试验,确定磨矿细度为-0.074 mm 88.13%时,采用"一粗一精"浮选工艺流程,获得锑精矿品位45.02%、锑回收率87.16%,有害元素铅含量0.023%,砷含量0.05%,选矿效果良好,质量达到硫化锑粉精矿二级品的标准。研究结果表明该锑矿石可选性良好,推荐工艺流程简单,得到的锑精矿质量较好,回收率较高,有害杂质含量低,选矿成本较低,具有较高的经济价值。 相似文献
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西藏玉龙铜矿氧化矿工艺矿物学研究 总被引:1,自引:1,他引:0
于宏东 《有色金属(选矿部分)》2013,(1):1-6
对西藏玉龙铜矿1号矿体氧化矿进行工艺矿物学研究,查明矿石中铜、钼等元素的赋存状态,并就影响选矿指标的矿物学因素进行分析。研究结果表明,该类型矿石中铜的氧化率较高,加强对氧化铜矿物的浮选回收可以明显提高铜的选矿回收率;矿石中一定量的砷赋存在黝铜矿中,浮选时砷会在铜精矿中富集;钼的硫化物主要是辉钼矿,由于该矿物嵌布粒度较粗,容易浮选回收,但矿石中钼的氧化率也比较高,钼的选矿回收率不会很高。浮选工艺试验过程中应重视对铜氧化矿物的浮选回收及对黏土类易泥化矿物抑制效果的研究工作。 相似文献
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云南某铜矿石铜品位为2.54%、银品位为76.24 g/t,有害元素砷含量低。矿石中以游离氧化铜形式存在的铜占总铜的42.31%;以结合氧化铜形式存在的铜占总铜的10.84%,这部分铜较难回收;以原生硫化铜形式存在的铜占总铜的38.58%,这部分铜较易回收。为开发利用该矿石,对其进行了选矿试验研究。结果表明:在磨矿细度为-0.074 mm占78.91%条件下,以碳酸钠为调整剂、水玻璃为脉石抑制剂、丁基黄药为捕收剂、2号油为起泡剂经1粗3精流程进行硫化铜浮选,硫化铜浮选尾矿以D2为活化剂、硫化钠+硫酸铵为调整剂、丁铵黑药+异戊基黄药为捕收剂、2号油为起泡剂经1粗3精2扫氧化铜浮选,获得了铜品位为21.16%、铜回收率为78.70%、银品位为568.35 g/t、银回收率70.38%的铜精矿,可以为该矿石资源的开发利用提供技术依据。矿石中含有10.84%的结合氧化铜是造成精矿铜回收率较低的原因。 相似文献
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东川某铜锌多金属矿石含铜1.12%、锌1.23%,锌主要以闪锌矿的形式存在,铜主要以氧化铜的形式存在,氧化率较高。为确定该矿石的选矿工艺流程,对其进行了浮选试验。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占60%的情况下,以异丁基黄药为捕收剂,经1粗1扫2精流程选锌,选锌尾矿再磨至-0.074 mm占94%的情况下,以硫化钠+硫酸铵为活化剂,异丁基黄药为捕收剂,经1粗1扫3精流程选铜,可获得锌品位为40.02%、锌回收率为80.37%的锌精矿,以及铜品位分别为35.21%、铜回收率为81.42%的铜精矿。 相似文献
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云南境内高砷铜(银)矿众多,为给该类型矿石的选冶研究提供参考,对某高砷铜银矿石开展了工艺矿物学研究。结果表明:(1)矿石构造主要为细脉浸染状、条带状、角砾状等构造;主要结构为他形—半自形—自形粒状、鳞片变晶、碎裂、交代残余等结构。(2)矿石中的金属矿物主要为黄铜矿、砷铁锑黝铜矿、毒砂、黄铁矿,硫铋铜矿、孔雀石少量,偶见蓝辉铜矿等;非金属矿物主要为石英、白(绢)云母、白云石、方解石、斜长石等。主要有用矿物为黄铜矿,其次为砷铁锑黝铜矿及硫铋铜矿;有害矿物主要为毒砂。(3)矿石属于高银硫化铜矿石,硫化铜占总铜的97.25%,94.07%的银分布在硫化铜矿物中,在浮铜过程中,银将随铜矿物的回收而得以综合回收。(4)黄铜矿、砷铁锑黝铜矿的嵌布粒度主要为0.01~0.1 mm,属细粒嵌布,对磨矿细度有一定要求。(5)矿石宜采用抑砷浮铜原则流程进行选矿,对含砷严重超标的铜银精矿宜采用焙烧或焙烧+湿法浸出的工艺进行降砷。 相似文献
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对西藏某铜多金属矿选矿厂现有生产流程进行考查,从原矿工艺矿物学分析入手,通过浮选工艺优化条件试验,系统查明了影响铜精矿品质的关键因素,设计并提出了新的合理工艺流程。经工艺优化后可获得含铜20.66%,铜回收率79.81%的铜精矿产品,浮选尾矿中含铜0.21%且主要为氧化铜矿物。 相似文献
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为了实现某氧硫混合型铜矿的高效回收,产出合格的硫化铜精矿和氧化铜精矿。根据矿石性质和浮选工艺特点,采用先浮选硫化铜矿物,然后在硫化条件下浮选氧化铜矿物的选矿原则流程。针对该流程,分别开展了硫化铜矿物和氧化铜矿物的浮选条件试验,获得了最佳工艺参数,并进行了浮选闭路试验。试验结果表明,以丁基黄药和Z-200的组合作为硫化铜物的捕收剂,以NaHS作为氧化铜矿物的硫化剂、戊基黄药作为氧化铜物的捕收剂,硫化铜矿物浮选采用一粗两扫两精的选别流程,氧化铜矿物浮选采用一粗两扫两精+两精扫的选别流程,可以获得Cu品位为22.72%、Cu回收率为64.12%的硫化铜精矿和Cu品位为25.15%,Cu回收率为20.00%的氧化铜精矿,研究结果为同类型的铜矿开发提供了数据支持和技术参考。 相似文献