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复杂铜锌硫化矿的矿物浮选分离 总被引:3,自引:0,他引:3
针对复杂难选铜锌硫化矿的浮选分离难题,结合实际矿石开展研究,根据矿石的特点,提出以酯-105作捕收剂,以疏酸锌和NaHX混合作闪锌矿的抑制剂,采用抑锌浮铜、铜粗精矿再磨精选工艺,取得理想的铜锌分离浮选指标。新工艺用于生产实际,圆满解决了铜精矿含锌超标的问题,创造了良好的经济效益。 相似文献
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本文评述了近年来国内外在铜锌硫化矿浮选研究方面的进展,主要包括铜锌硫化矿浮选理论研究的进展,铜锌硫化矿浮选药剂的研究状况及铜锌硫化矿浮选工艺研究状况。结果表明,加强硫化铜锌矿石浮选理论的研究,开发新型高效的新药剂,改进浮选工艺流程是铜锌硫化矿浮选研究的发展方向。 相似文献
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对内蒙古某复杂多金属铅铜锌矿进行了工艺矿物学和选矿工艺研究。结果表明,矿石中有价元素为Cu、Pb、Zn、Ag,铜铅锌各矿物间相互交代、包裹,其中方铅矿与黄铜矿为包裹关系,且被包裹的方铅矿粒度不均匀;方铅矿与闪锌矿多为连生关系,两者之间接触面比较光滑平直,较容易解离,银矿物则共伴生于这些金属矿物之中,因此采用铜铅混浮-铜铅分离-尾矿选锌的工艺流程。最后共获得3种精矿产品,铜精矿中Cu、Ag品位分别为18.41%、594.82 g/t,回收率分别为86.53%、25.30%;铅精矿中Pb、Ag品位分别为 62.70%、428.05 g/t,回收率分别为85.01%、54.62%;锌精矿中Zn、Ag品位分别为28.12%、165.75 g/t,回收率分别为59.99%、4.80%;银总回收率达到84.72%,实现了矿石中有价元素的综合回收。 相似文献
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铜锌硫化矿浮选分离过程及动力学分析 总被引:1,自引:0,他引:1
通过纯矿物浮选动力学试验, 研究了黄铜矿与闪锌矿在捕收剂QP-02体系中的浮选动力学行为。研究表明, 黄铜矿、闪锌矿在合适的矿浆体系中, 浮选速度差异较明显, 可以利用其浮选速度的差异结合流程结构优化实现铜锌高效分离。根据动力学研究结果对江西某铜锌硫化矿石采用部分黄铜矿快速浮选、铜粗精矿再磨、铜精选尾矿选锌的工艺方案开展了试验研究, 结果表明, 采用该分离技术, 铜锌分离效果明显, 获得了铜品位为26.74%、回收率为90.80%的铜精矿和锌品位为45.20%、回收率为81.57%的锌精矿。 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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以甘肃某含银硫化铅锌矿为研究对象,确定了铅锌顺序优先浮选的工艺流程,其中铅浮选作业采用硫酸锌+亚硫酸钠作为组合抑制剂,BK919为捕收剂,锌浮选作业以硫酸铜为活化剂,以丁黄药为捕收剂。结果表明:针对含Pb 1.74%、Zn 2.86%、Ag 24.44g/t的原矿,闭路试验可以获得良好的选矿指标,其中铅精矿的Pb品位为58.25%、含Ag 582g/t,Pb回收率和Ag回收率分别为85.39%和67.58%,锌精矿的Zn品位为45.09%、Zn回收率达到82.05%,实现了矿石中有用金属的高效综合回收。 相似文献
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含蛇纹石脉石的硫化铜镍矿是我国镍资源的主要来源。蛇纹石质软,易泥化,在硫化铜镍矿浮选常用的弱碱性pH区间,脉石矿物蛇纹石表面荷正电,而硫化矿物表面荷负电,二者之间存在较强的静电吸引作用,容易发生异相凝聚。异相凝聚导致蛇纹石矿泥罩盖在硫化矿物表面,抑制了硫化矿物的浮选。脱附硫化矿物表面罩盖的蛇纹石矿泥是提高该类型硫化铜镍矿回收率的关键。脱附罩盖矿泥的方法有化学脱附法和物理脱附法。化学脱附法是利用六偏磷酸钠、碳酸钠、羧甲基纤维素、水玻璃等化学药剂改变蛇纹石表面电性,使蛇纹石与硫化矿物之间的相互作用由吸引变为排斥,从而消除蛇纹石对硫化矿物的抑制作用。物理脱附法是利用流体力场和超声外场的作用脱附硫化矿物表面罩盖的蛇纹石矿泥,消除蛇纹石对硫化矿物的抑制作用。根据该类型硫化铜镍矿的矿石特点及相关理论研究开发的酸法浮选、脱泥浮选等浮选技术,取得了较好的选别效果。 相似文献
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田树国 《有色金属(选矿部分)》2016,(6):5-10
某细粒难选铜锌矿石原矿含铜0.95%,含锌8.65%,采用抑锌浮铜工艺进行铜锌分离,选铜闭路试验经过一次粗选、两次扫选、铜粗精矿再磨至-38μm含量83.57%后三次精选,获得含铜22.39%、回收率58.63%的铜精矿,选铜尾矿选锌闭路试验经过一次粗选、两次扫选、三次精选,获得含锌53.62%、回收率94.86%的锌精矿,有效地实现了铜锌分离。 相似文献
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台浮硫化矿浮选分离工艺的研究 总被引:2,自引:0,他引:2
采用优先浮选流程,成功分离了台浮硫化矿。在给矿含铜0.97%、铅0.86%、锌3.10%的情况下,获得铜、铅、锌精矿品位分别为25.86%,43.86%,49.55%,铜、铅、锌回收率分别为84.51%,82.24%,84.71%的分选指标,银也得到综合回收。浮选药剂JA,JB是分选台浮硫化矿的关键。 相似文献
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对高硫铜锌矿采用粗磨后混合浮选具有回收率高成本低的优势,但混合粗精矿的铜-锌-硫分离一直是金属选矿重点和难点。本文针对云南思茅地区高硫铜锌矿,含Cu3.03%、Zn3 .90%、S 27.44%,采用“混合浮选-再磨脱硫-铜锌分离”工艺,研究了再磨细度、药剂用量等因素对混合浮选和铜-锌-硫分离的影响。混合浮选抛尾量为37.61%,混合粗精矿Cu回收率96.34%,Zn回收率98.37%,S回收率98.87%。当粗精矿再磨细度-38μm 90%时脱硫,获得硫铁精矿含S 45.74%,S回收率74.43%,铜锌分离闭路试验获得铜精矿含Cu 24.01%,Cu回收率86.76%,锌精矿含Zn52.30%,Zn回收率87.12%。表明对高硫铜锌矿采用 “混合浮选-再磨脱硫-铜锌分离”工艺可实现各矿物较彻底分离。 相似文献
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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
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新疆哈密某低品位硫化铜镍矿石中含镍0.332%、含铜0.208%,目的矿物共生关系复杂、嵌布粒度细,矿石中含镁脉石矿物含量高、可浮性好。为了充分回收矿石中铜镍矿物并降低精矿中的MgO含量,以六偏磷酸钠和CMC作脉石矿物抑制剂,硫酸铜为活化剂,戊黄药、Y-89、丁胺黑药混合为捕收剂,采用"两粗三扫三精"的原则工艺流程,闭路试验获得铜镍混合精矿中镍品位为5.123%,镍回收率为77.80%;精矿中MgO含量为6.11%,达到了冶炼的要求。尾矿中的镍矿物多为不可浮的氧化镍和硅酸镍,工艺流程能较好地适合该矿石性质。 相似文献