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相似文献
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1.
万磊  王伟  岳守艳 《矿冶》2014,23(1):14-17
巴布新几内亚马当省某铜镍矿含铜0.26%,含镍0.63%。根据矿石性质,采用一次粗选、两次扫选、一次精选铜镍混合浮选,中矿顺序返回的闭路浮选试验流程。在磨矿细度为-0.074 mm占80%,六偏磷酸钠用量为1500 g/t,CMC用量为400 g/t,丁基黄药200 g/t,Z-200用量为40 g/t,松醇油用量10 g/t条件下,获得了较好的选矿指标。所得铜镍混合精矿铜品位4.50%、镍品位9.22%,铜回收率86.52%、镍回收率72.73%。  相似文献   

2.
云南某低品位铜镍硫化矿浮选试验   总被引:1,自引:0,他引:1  
刘豹  孙乾予  刘淼  鲍雪  王梓 《金属矿山》2014,43(3):80-83
为给云南某低品位铜镍硫化矿石资源的开发利用提供依据,对该矿石进行了工艺矿物学研究和选矿试验。结果表明:①矿石中的主要有用元素为铜、镍,主要有用矿物为黄铜矿、镍黄铁矿、紫硫镍矿、含镍磁黄铁矿,铜镍主要以硫化物形式存在,分别占总铜、总镍的84.09%和85.96%,铜镍紧密共生,分离难度较大,宜采用混浮工艺回收铜镍;②矿石适宜的磨矿细度为-200目占80%,铜镍混浮粗选pH调整剂Na2CO3、脉石矿物抑制剂CMC、镍矿物活化剂CuSO4、捕收剂丁基黄药+硫氨酯适宜的用量分别为800、400、200、90+30 g/t;③采用1次粗选、3次扫选、扫精1扫精选、扫精选精矿与粗精矿合并1次精选、中矿顺序返回闭路流程处理该矿石,最终获得了铜镍品位分别为6.02%和3.97%、铜镍回收率分别为83.05%和84.55%的铜镍混合精矿。  相似文献   

3.
广西某低品位铜镍矿选矿试验研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
朱宾  韦新彦  霍锡晓 《现代矿业》2012,(10):31-34,40
广西某低品位铜镍矿含铜0.11%,含镍0.18%,铜矿物主要为硫化铜,镍矿物为镍黄铁矿。试验采用浮选—磁选联合工艺流程,在进行了详细的条件试验下,获得了较好的选矿指标。铜镍精矿产率1.83%,品位:铜4.81%、镍7.34%、钴0.31%、银230.60 g/t;回收率:铜88.69%、镍80.12%、钴55.76%、银78.75%。  相似文献   

4.
组合抑制剂用于铜镍分离浮选的试验研究   总被引:2,自引:0,他引:2  
原矿铜镍矿物的工艺粒度偏细,在-0.01mm的级别中,黄铜矿、镍黄铁矿以及磁黄铁矿的含量分别为88.57%、93.58%和75.71%,造成铜镍浮选分离时互含较高。试验首先对铜镍混合浮选精矿进行浓缩脱药,然后以石灰和亚硫酸作为镍矿物的组合抑制剂,并用Z-200强化铜矿物可浮性及细颗粒铜矿物的回收,在磨矿细度-0.030mm89.3%的条件下,经过一次粗选、一次扫选和三次精选的闭路浮选,获得了铜品位20.11%、含镍0.67%,铜回收率74.59%的铜精矿;镍品位5.57%、含铜0.60%,镍回收率98.96%的镍精矿,实现了铜镍的有效分离。   相似文献   

5.
新疆某铜镍硫化矿石为矿物分布不均匀、粒度粗细不等、镶嵌关系复杂、并伴生有金的低品位原生铜镍硫化矿石。为高效回收矿石中的铜、镍,采用铜镍混浮再分离流程对该矿石进行了选矿试验研究。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占70%的情况下,采用1粗1扫3精铜镍混浮、1粗1扫2精铜镍分离、中矿顺序返回流程处理该矿石,最终获得了铜品位为22.36%、铜回收率为65.33%、含金115.00 g/t、金回收率为63.94%的铜精矿和镍品位为6.11%、镍回收率为71.25%的镍精矿。  相似文献   

6.
吉林某低品位铜镍硫化矿石铜品位为0.27%、镍品位为0.48%。矿石中含镍矿物主要为紫硫镍铁矿、镍黄铁矿,含铜矿物主要为黄铜矿、铜蓝、斑铜矿。试验研究表明,采用单一浮选流程不能获得较好的选别指标;由于矿石中紫硫镍铁矿、镍黄铁矿、黄铜矿等有用金属硫化物与磁铁矿嵌布关系密切,因此采用弱磁选对含镍矿物进行富集,获得目的矿物含量高、易泥化脉石含量低的磁性产品和目的矿物含量低、易泥化脉石含量高的非磁性产品,再分别进行磨浮流程处理。结果表明:原矿磨细至-0.074 mm占30%时进行弱磁选,磁性产品和非磁性产品分别再磨至-0.074 mm占85%后采用1粗2精2扫闭路浮选流程处理,获得了铜品位为4.53%、镍品位为6.65%、铜回收率为54.63%、镍回收率为44.90%的铜镍混合精矿1和铜品位为1.88%、镍品位为3.37%、铜回收率为23.98%、镍回收率为24.13%的铜镍混合精矿2,尾矿铜、镍品位分别降至0.06%和0.16%,实现了对该铜镍硫化矿石的有效分选。  相似文献   

7.
某铜镍矿含铜0.23%、镍0.42%,属低品位硫化矿石。矿石中铜矿物大部分为黄铜矿,镍矿物主要为镍黄铁矿,其他金属矿物主要为黄铁矿、磁黄铁矿、磁铁矿。脉石矿物主要有橄榄石、辉石、斜长石、透闪石等。矿物学研究表明,该铜镍矿呈典型的浸染状构造,影响铜镍回收的主要矿物学因素是矿石中黄铜矿、镍黄铁矿的产出形式较为复杂、嵌布粒度较细、形态不甚规则。根据该矿石性质,采用BK303新型高效捕收剂,CMC作脉石矿物抑制剂,通过“两粗两扫三精-粗精矿再磨-中矿顺序返回”的工艺流程,成功实现了铜镍的高效浮选回收,闭路试验获得了铜品位3.29%、镍品位5.32%,铜回收率81.78%、镍回收率71.53%的铜镍混合精矿,取得了良好的浮选指标。  相似文献   

8.
云南红河铜镍硫化矿,含Cu 1.45%、Ni 2.8%、S 35.37%,极具经济潜力。采用混合浮选,研究了磨矿细度、药剂种类及用量等对各矿物回收的影响。试验研究结果表明,当磨矿细度为-74μm占80%,石灰用量为3 000g/t时,获得品位和回收率均较高的铜镍混合粗精矿产品,含Cu 4.99%,Cu回收率95.54%,含Ni 8.08%,Ni回收率87.52%,混合粗精矿中的铜镍矿物均实现了较高的回收率。本研究为铜镍硫化矿的有效回收提供了一种可借鉴的方法。  相似文献   

9.
某低品位铜镍矿含镍0.50%,含铜0.15%,金、银的含量较低,含镁较高。脉石矿物中含有大量可浮性较好的蛇纹石、滑石等钙镁矿物,同时原矿中镍氧化率较高,属于难选低品位铜镍矿石。为高效综合回收有价金属资源,对该矿石进行了选矿工艺试验研究。在“铜镍混浮-铜镍分离”的流程结构以及磨矿细度-74μm占75%的条件下,铜镍混浮添加酸化水玻璃配合CMC 共同作脉石矿物的抑制剂,强化脉石矿物的抑制,采用硫酸铜活化镍矿物,选择捕收能力较强的戊基黄药作捕收剂;对于铜镍混合精矿添加活性炭进行脱药,石灰抑制镍矿物,实现铜镍矿物的分离。全流程闭路试验可以得到含铜28.84%、铜回收率74.18%,含镍0.62%、镍回收率0.41%,含金3.30g/t、含银70g/t的铜精矿,含镍6.61%、镍回收率81.80%,含铜0.40%、铜回收率19.27%的镍精矿,铜镍分离效果较好。铜精矿中的金银均达到计价标准,且铜精矿达到了二级品的标准。“铜镍混浮-铜镍分离”工艺实现铜镍矿物的高效分离,减少铜、镍精矿中的互含,同时将贵金属金、银尽可能富集在铜精矿中,实现有用矿物最大限度的回收。  相似文献   

10.
杨文寿 《矿冶工程》2022,42(3):84-87
对某含铜金银多金属硫化矿尾矿进行了综合利用试验研究。该尾矿主要有价元素为Cu、Au和Ag, 含量分别为0.16%、0.36 g/t、62.74 g/t, 主要金属矿物为黄铁矿和黄铜矿, 金、银主要分布于黄铜矿中, 其次分布于黄铁矿中。采用磨矿-铜硫混合浮选-铜硫分离浮选工艺回收尾矿中的有价组分, 开展了磨矿细度、矿浆pH值、分散剂用量、捕收剂用量等浮选条件试验, 确定了相关工艺参数, 闭路试验获得了铜精矿产率0.68%, Cu品位18.96%、Au品位36.75 g/t、Ag品位5286.37 g/t, Cu回收率80.58%、Au回收率69.42%、Ag回收率58.79%;硫精矿产率3.39%, S品位37.16%、Cu含量0.28%、Au含量2.05 g/t、Ag含量306.81 g/t, S回收率78.24%、Cu回收率5.93%、Au回收率19.30%、Ag回收率17.01%;实现了堆存尾矿中Cu、Au、Ag、S等有价元素的高效综合利用。  相似文献   

11.
某高镁铜镍矿石含镍0.76%、铜0.16%、氧化镁25.12%,铜矿物主要为黄铜矿,镍矿物主要为镍黄铁矿,脉石矿物主要有透闪石、滑石、蛇纹石,橄榄石、透辉石及绿泥石等少量,有害杂质组分滑石、蛇纹石及绿泥石等的含量高达42%。矿石中铜、镍的氧化率均较低,原生硫化铜占总铜的87.50%,硫化镍占总镍的98.68%。为获得低镁铜镍混合精矿,进行了选矿试验。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占70%的情况下,采用2粗2扫2精,精选1尾矿连续2次精扫选,精选2尾矿与精扫选1精矿合并返回,其他中矿顺序返回流程处理,可获得铜品位为2.28%、镍品位为11.81%、铜回收率为70.37%、镍回收率为76.20%、氧化镁含量仅为4.38%的铜镍混合精矿,产品达到一级品质量标准(镍品位大于10%,氧化镁含量小于6%);抑镁效果取得成功的关键在于在精选段添加了北京矿冶研究总院研制的含镁脉石矿物的高效抑制剂——改性CMC(总添加量为480 g/t)。试验流程具有稳定、低药耗、高效等优点,适合该矿石的处理。  相似文献   

12.
西藏某低品位硫化铜矿原矿含铜0.44%,铜氧化率为8.30%,伴生金品位0.12 g/t。含铜矿物主要为黄铜矿,还有少量的辉铜矿、铜蓝及微量氧化铜矿物;脉石矿物主要为石英、绢云母、绿泥石等。硫化铜矿物嵌布粒度微细,与脉石矿物共生关系紧密,解离困难,且易泥化脉石矿物含量多,是影响铜精矿品质的主要原因。针对矿石特点,推荐采用“铜硫混浮—混合精矿再磨—铜硫分离”工艺替代原优先浮选工艺,结果表明,闭路试验可获得铜品位19.82%、回收率87.00%,含金4.46 g/t、回收率73.80%的铜精矿。与原工艺相比,铜及伴生金回收率均明显提高。  相似文献   

13.
为查明矿石性质对选矿指标的影响,对国外某高铁型铜硫矿采用光学显微镜、物相分析和化学多元素分析等分析测试手段,研究了矿石的矿物组成、主要矿物嵌布特征和主要元素赋存状态等工艺矿物学特征.工艺矿物学研究结果表明,Cu和S为矿石中主要目的元素,品位分别为0.78%和11.12%,伴生元素银品位为7.5 g/t,铜主要赋存于黄铜...  相似文献   

14.
根据新疆某硫化铜镍矿矿石的工艺矿物学特性,进行了详细的选矿试验研究,采用一粗一精两扫、中矿顺序返回的铜镍混合浮选流程,使用碳酸钠做pH调整剂,六偏磷酸钠做分散剂,羧甲基纤维素做抑制剂,混合黄药做捕收剂,处理该矿石,得到了混合精矿含镍10.89%、含铜4.27%,镍回收率81.61%、铜回收率85.03%的指标,氧化镁含量低于6.8%,产品质量符合冶炼要求。对六偏磷酸钠和羧甲基纤维素在硫化铜镍矿浮选中的作用机理进行了分析,结果表明六偏磷酸钠能分散蛇纹石与硫化矿物,降低蛇纹石对硫化矿物浮选的影响,而羧甲基纤维素能抑制含镁硅酸盐矿物的上浮,实现硫化矿物与含镁硅酸盐脉石的浮选分离。因此,在含有多种镁硅酸盐脉石矿物的硫化铜镍矿中同时使用六偏磷酸钠和羧甲基纤维素是该类矿石高效利用的关键。  相似文献   

15.
某闪速炉缓冷铜渣含铜1.01%,主要有用矿物为斑铜矿、辉铜矿和黄铜矿,主要脉石矿物为辉石、玻璃质和磁铁矿等。为了实现其中铜的高效回收,在工艺矿物学研究的基础上,对其进行了浮选选铜试验。结果表明,在磨矿细度为-0.045 mm占90%的情况下,采用2次粗选(一次粗选直接获得高品位铜精矿)、3次精选、2次扫选流程,其中一段硫化铜粗选的捕收剂BK-908用量为20 g/t、起泡剂2#油用量为20 g/t,二段硫化粗选的捕收剂EP用量为40 g/t、矿浆pH调整剂石灰用量为500 g/t、硫化剂硫化钠用量为250 g/t、起泡剂2#油用量为30 g/t,最终获得了铜品位为17.77%、铜回收率为89.38%的铜精矿。  相似文献   

16.
四川某铜矿含Cu0.77%,Ag8.2g/t,铜矿物以辉铜矿等硫化铜为主,氧化铜矿物主要为孔雀石,氧化率为16.88%,其中结合氧化铜占10.39%,属于低品位混合铜矿。针对矿石性质,确定了优先浮选硫化矿再浮选氧化矿的浮选工艺。在适宜的磨矿细度和药剂制度下,采用一段磨矿,两次粗选,一次精选,一次扫选的闭路试验流程,最终取得了铜精矿品位为25.76%,回收率为85.74%,含Ag258.21g/t的指标。   相似文献   

17.
针对都龙矿区以锌锡为主含低品位黄铜矿的多金属硫化矿,由于原矿含铜品位较低铜锌矿物嵌布粒度不均且互含关系密切,加之原矿中含滑石、云母等易浮脉石矿物的影响,采用优先选铜的原则流程及常规黄药类组合捕收剂获得的铜精矿指标不尽理想,铜精矿含铜品位16%左右、含锌品位高达9%以上,铜精矿回收率仅50%左右,难以达到铜矿物与锌矿物及脉石矿物间的高效分选回收的目的。通过对选铜药剂制度的优化研究,获得了铜精矿含铜品位21.54%、含锌品位6.41%,铜精矿回收率53.85%的选铜指标,与原药剂制度相比,铜精矿中的锌矿物及易浮脉石矿物的含量大幅度降低,选铜指标得到明显提升。  相似文献   

18.
新疆瑞伦某铜镍硫化矿原矿含铜0.14%,含镍0.51%,属于高镍低铜硫化铜镍矿。原矿中铜品位较低,同时含有大量易泥化的滑石、蛇纹石等脉石矿物,给该铜镍矿的高效回收带来不利影响。为高效开发利用该铜镍硫化矿石,进行了系统的选矿工艺研究。实验室小型闭路试验结果表明:在磨矿细度为-74 μm占75%,以碳酸钠为pH调整剂,硫酸铜为活化剂,水玻璃和CMC为抑制剂,Z-200、丁铵、丁黄和戊黄为捕收剂的条件下,经2粗4精3扫铜镍混合浮选,铜镍混合精矿以石灰为pH调整剂、Z-200为捕收剂、BK-204为起泡剂,可获得含铜26.12%、含镍0.55%,铜回收率76.49%、镍回收率0.44%的铜精矿,含镍10.42%、含铜0.39%,镍回收率73.14%、铜回收率9.97%,MgO降至5.88%的镍精矿。试验解决了镍精矿中氧化镁杂质含量较高的问题,提高了精矿质量,可以为现场生产提供理论依据。  相似文献   

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