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青海某铜铅锌矿选厂产出的铜铅混合精矿含Cu 1.96%、Pb 56.39%,但该混合精矿中方铅矿粒度微细,采用传统的铜铅浮选药剂存在着分离效果差、产品金属互含高等问题.为了提高铜铅分离效率,基于黄铜矿具有弱磁性的特点,采用强磁选—浮选工艺对该混合精矿进行处理.在背景磁场强度1.5 T、脉冲冲次25 Hz的参数条件下,磁选扩大试验获得了含Cu 0.53%、Pb 59.32%的磁选尾矿,可作为铅精矿产品直接销售,以及含Cu 3.32%、Pb 49.40%的磁选精矿,可进一步通过浮选工艺可得到合格的铜精矿和铅精矿.最终获得含Cu 17.63%、Pb 9.31%、Cu回收率71.48%的铜精矿和含Cu 0.61%、Pb 59.72%、Pb回收率98.67%的铅精矿,相比于直接浮选工艺,采用磁浮联合工艺可明显降低铜铅分离的难度,提高了分离效率,为下一步开展现场改造提供了依据. 相似文献
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青海某铜铅锌矿选厂产出的铜铅混合精矿含Cu 1.96%、Pb 56.39%,但该混合精矿中方铅矿粒度微细,采用传统的铜铅浮选药剂存在着分离效果差、产品金属互含高等问题.为了提高铜铅分离效率,基于黄铜矿具有弱磁性的特点,采用强磁选—浮选工艺对该混合精矿进行处理.在背景磁场强度1.5 T、脉冲冲次25 Hz的参数条件下,磁选扩大试验获得了含Cu 0.53%、Pb 59.32%的磁选尾矿,可作为铅精矿产品直接销售,以及含Cu 3.32%、Pb 49.40%的磁选精矿,可进一步通过浮选工艺可得到合格的铜精矿和铅精矿.最终获得含Cu 17.63%、Pb 9.31%、Cu回收率71.48%的铜精矿和含Cu 0.61%、Pb 59.72%、Pb回收率98.67%的铅精矿,相比于直接浮选工艺,采用磁浮联合工艺可明显降低铜铅分离的难度,提高了分离效率,为下一步开展现场改造提供了依据. 相似文献
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青海某铜铅锌矿选厂产出的铜铅混合精矿含Cu 1.96%、Pb 56.39%,但该混合精矿中方铅矿粒度微细,采用传统的铜铅浮选药剂存在着分离效果差、产品金属互含高等问题.为了提高铜铅分离效率,基于黄铜矿具有弱磁性的特点,采用强磁选—浮选工艺对该混合精矿进行处理.在背景磁场强度1.5 T、脉冲冲次25 Hz的参数条件下,磁选扩大试验获得了含Cu 0.53%、Pb 59.32%的磁选尾矿,可作为铅精矿产品直接销售,以及含Cu 3.32%、Pb 49.40%的磁选精矿,可进一步通过浮选工艺可得到合格的铜精矿和铅精矿.最终获得含Cu 17.63%、Pb 9.31%、Cu回收率71.48%的铜精矿和含Cu 0.61%、Pb 59.72%、Pb回收率98.67%的铅精矿,相比于直接浮选工艺,采用磁浮联合工艺可明显降低铜铅分离的难度,提高了分离效率,为下一步开展现场改造提供了依据. 相似文献
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混合粗精矿Cu品位8.51%、Pb品位15.23%;样品中黄铜矿、方铅矿包裹体较多,粒度较细,针对该样品性质,主要从浮选、重选角度进行铜铅分离试验研究,最终推荐粗精矿精选—铜铅分离(抑铅浮铜)—重选提高铅品位联合工艺流程;抑铅浮铜工艺采用自行设计的无氰、低铬、无污染组合抑制剂RBT-2,使铜、铅达到有效分离;最终可获得Cu品位21.50%、含Pb 4.57%、Cu回收率69.92%的铜精矿;Pb品位46.89%、含Cu 0.82%、Pb回收率55.39%的铅精矿。此流程中重选提高铅精矿品位工艺,使铅矿物得以富集,分离效果明显,获得了Pb品位大于40%的铅精矿。 相似文献
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方铅矿与黄铜矿的分离一直是选矿领域的难点。使用硫酸预氧化可选择性抑制方铅矿表面可浮性,使得两种矿物可浮性产生差异,实现浮选分离。本研究针对铜铅混合精矿硫酸预氧化-浮选分离工艺进行了系统的参数优化。首先,利用单因素试验,分析了预氧化硫酸浓度、温度、时间等关键因素对铜铅混合精矿浮选分离效果的影响;其次,利用正交试验分析,建立了预氧化过程中各影响因素与浮选指标之间的数学模型;通过模型求解,得到最佳预氧化条件为硫酸浓度5 mol/L、时间40 min 、温度100 ℃。最后在上述条件下进行了混合精矿预氧化-浮选闭路试验,获得了铜精矿Cu品位18.03%,Cu回收率94.52%;铅精矿Pb品位47.12%,Pb回收率为91.29%的良好指标,铜铅分离效果显著,对铜铅硫化混合精矿的浮选高效分离提供了一定的借鉴。 相似文献
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针对微细粒方铅矿在磨矿体系、矿浆溶液中物化性质的变化,致使铜铅分离难度增大的现状,研究开
发出新型组合抑制剂 SHI(亚硫酸钠和磺化木质素)用于抑制微细粒的方铅矿的浮选。结果表明:SHI 在低浓度的
Na 2SiO3条件下对-0.015 mm 粒级方铅矿有明显的抑制效果,通过红外光谱分析和 XPS 分析查明,SHI 在方铅矿表面
发生了吸附作用,在方铅矿表面引入了新的元素,并影响了 S 的价态。新型组合抑制剂 SHI 不仅可实现微细粒级黄
铜矿与方铅矿人工混合矿的高效分离,将其应用于含大量微细粒方铅矿的墨竹工卡含铜 9.60%、含铅 36.61% 的铜
铅混合精矿铜铅分离,经 1 粗 3 精 2 扫闭路浮选分离后,可得到含铜 22.22%、含铅 3.22%,铜回收率 95.66%、铅回收
率 3.22% 的铜精矿,铅精矿含铜 0.71%、含铅 60.33%,铜回收率 4.34%、铅回收率 96.38%,铜铅分离效果较好。 相似文献
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云南元阳某金多金属矿主要有价元素为金、铜、铅,品位分别为2.76 g/t、0.20%、0.82%,铜、铅分别主要赋存于黄铜矿和方铅矿中,分别占总金属的92.86%、89.48%。为回收利用矿石中的铜、铅,以亚硫酸钠+硫酸锌+CMC为铅矿物的组合抑制剂,对铜铅混合浮选精矿进行铜、铅分离浮选试验。结果表明,混合精矿再磨(-0.038 mm 92%)—铜、铅分离闭路浮选试验可获得铜精矿品位27.77%、含铅4.51%,回收率58.00%和铅精矿品位47.31%、含铜4.80%,回收率86.77%的良好指标,实现了铜、铅的高效富集与分离,用于工业生产,经济技术指标较好。 相似文献
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内蒙古某铜铅混合精矿中铜、铅含量分别为5.59%和49.66%,属微细粒铜铅混合精矿,铜主要以黄铜矿形式存在,铅主要以方铅矿形式存在。为有效分离内蒙古某微细粒铜铅混合精矿中的铜、铅矿物,进行了铜铅混合精矿无氰无铬分离工艺研究。结果表明:以活性炭+硫化钠作为脱药剂,以BK512(无机盐类组合抑制剂)作为方铅矿抑制剂,以Z-200作为黄铜矿捕收剂,可以实现铜铅混合精矿中黄铜矿和方铅矿的有效分离。采用"抑铅浮铜"分离工艺流程方案,闭路试验经过一次粗选、二次扫选、三次精选,最终获得铜品位22.62%、铜回收率80.04%的铜精矿,以及铅品位60.14%、铅回收率97.17%的铅精矿。 相似文献
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云南某铜铅锌硫化矿铜铅分离浮选试验研究 总被引:9,自引:1,他引:9
云南某铜铅锌矿硫化矿含铜0.60%, 铅2.43%, 锌5.10%, 在现场生产作业中采用“铜铅混浮, 铜铅分离, 尾矿选锌”的浮选工艺流程, 存在的问题是铜铅分离指标不理想, 铜铅精矿互含高。对该矿的铜铅混合精矿进行了铜铅分离浮选小型试验研究, 结果表明, 当混合精矿再磨到-0.074 mm粒级占80%, 以亚硫酸钠、水玻璃和CMC为组合抑制剂代替重铬酸钾抑制方铅矿, 以Z200代替乙黄药作为黄铜矿捕收剂, 进行了铜铅分离浮选, 获得了良好的分选指标, 铜精矿含铜23.30%, 含铅3.30%, 铅精矿含铅64.66%, 含铜0.50%, 实现了铜铅分离。 相似文献
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本研究在国内首次进行了用黄腐酸作抑制剂分选铜-铅、铅-锌人工混合矿的探讨。研究表明,黄腐酸钠是方铅矿的有效选择性抑制剂。黄腐酸钠用于铜-铅人工混合矿分离,可获得品位为31.44%,回收率95.0%的铜精矿和品位为83.58%、回收率95.32%的铅精矿。黄腐酸钠选择性抑制方铅矿是因为方铅矿表面的铅离子对黄腐酸钠有很强的凝聚力,黄腐酸大量吸附于方铝矿表面形成亲水性胶体薄膜而使方铅矿受到抑制。 相似文献
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Cyanidation tailing is the residue produced in gold plants which use cyanidation to extract gold. It can be used as a secondary resource to recover residual metals that are of great economic value. The cyanidation tailing investigated in this paper was obtained from Shandong Province, China. It contained valuable metals such as chalcopyrite, galena, sphalerite and pyrite. In this study, alkaline sodium hypochlorite was used as a regulator in the pretreatment stage. It was proved that the sodium hypochlorite played two roles in the flotation pulp: oxidant and pH regulator. On one hand, sodium hypochlorite oxidized cyanide to cyanate, eliminating the negative effect of residual cyanide towards the environment. On the other hand, with the pH of flotation pulp exceeding 10, sphalerite and pyrite were depressed enormously, which was beneficial to the recovery of chalcopyrite and galena. With the Cu–Pb bulk flotation flowsheet, the cyanidation tailing was processed to obtain qualified Cu concentrate with grade of 13.17% and recovery of 70.00% compared with the original Cu grade of 0.21%. The Cu–Pb tailing was processed to obtain qualified Zn concentrate with grade of 34.72% and recovery of 69.58% compared with the original Zn grade of 0.33%, constituting the comprehensive recovery routing for the cyanidation tailing. 相似文献
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本文以黄铜矿、方铅矿单矿物以及我国西南某地的铜铅混合精矿为研究对象,通过单矿物及实际矿物浮选试验,筛选出了适合铜铅浮选分离的无毒抑制剂配方:SM1+亚硫酸钠+硫酸锌。作用机理分析表明,上述抑制剂与预先吸附捕收剂的黄铜矿作用能力不强,而能够罩盖预先吸附捕收剂的方铅矿表面上,发生化学吸附,这也是铜铅浮选分离过程抑制剂对方铅矿具有较好的抑制作用,而不影响铜指标的原因所在。 相似文献
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新型抑制剂浮选分离黄铜矿和辉钼矿的研究 总被引:4,自引:0,他引:4
研究了新型抑制剂DPS 对铜钼人工混合矿和铜钼混合精矿的分选性能, 并探讨了它对黄铜矿的抑制与矿浆电位的关系。结果表明, DPS 对黄铜矿和方铅矿有选择性抑制作用, 在矿浆pH 值为10 左右分选w(Mo)=15.14%、w(Cu)=2.03 %、w(Pb)=0.09%的铜钼混合精矿, 获得w(Mo)=28.26%、w(Cu)=0.96%、w(Pb)=0.035%的钼精矿, 钼回收率为94.75 %。DPS 对黄铜矿的抑制与其降低矿浆电位有关。 相似文献
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铜铅分离新型铅抑制剂研究 总被引:7,自引:0,他引:7
为了研制铜铅矿物浮选分离的高效铅抑制剂,以黄铜矿、方铅矿单矿物在CMC、硫酸铝或二者组合抑制体系中的可浮性特征为基础,研究了硫酸铝+CMC在郴州某铜铅混合精矿浮选分离中的抑铅浮铜效果,最后分析了硫酸铝影响Z-200在黄铜矿、方铅矿表面吸附的机理。结果表明:CMC、硫酸铝以及硫酸铝+CMC均可增大黄铜矿和方铅矿的可浮性差异;在先添加硫酸铝后添加CMC的情况下可低成本、小污染、高效率地实现铜铅混合精矿的分离。因此,硫酸铝+CMC是铜铅浮选分离的新型铅抑制剂。 相似文献