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旋流器脱泥优化某高泥氧化铜矿石的回收效果研究 总被引:1,自引:0,他引:1
某高泥氧化铜矿石铜品位为4.26%,主要铜矿物为孔雀石,其次是辉铜矿、硅孔雀石和斜硅铜矿,脉石矿物主要为泥质粉砂岩、石英粉砂、绢云母、绿泥石等。针对氧化铜矿石浮选中矿泥会恶化浮选过程,大量消耗浮选药剂,影响浮选指标的问题,对磨矿细度为-0.074 mm占64.04%的矿石(-0.010 mm占14.05%)优先选出硫化铜矿物后的产品进行了直接硫化浮选和旋流器机械脱泥后的浮选试验。结果表明,用旋流器脱出的产率为12.64%、铜品位为4.82%的细泥采用浸出工艺处理,铜浸出率达95.26%;产率为87.36%、铜品位为3.32%的沉砂采用硫化浮选流程处理,可获得铜品位为24.75%、铜回收率为67.47%的铜精矿,铜综合回收率为84.01%;而直接硫化浮选仅获得铜品位为19.79%、铜回收率为75.09%的铜精矿,尾矿铜品位高达1.02%。与高泥氧化铜矿石的直接浮选相比,脱泥浮选工艺更加平稳、可控,铜回收指标更理想,浮选药剂用量更低,是一种较有发展前景的工艺形式。 相似文献
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铜品位为3.70%的刚果(金)某高泥氧化型铜矿石的氧化率达75.81%,主要铜矿物为孔雀石,其次为硅孔雀石、辉铜矿等。为了确定该矿石的合适选矿工艺流程,进行了选矿试验。结果表明:矿石在磨矿细度为-74 μm占70%的情况下采用1次浮选脱泥、2粗2精2扫硫化浮选工艺处理,可获得铜品位为26.82%、铜回收率为72.48%的铜精矿;以硅孔雀石为主要含铜矿物的浮选尾矿采用摇瓶酸浸工艺处理,在硫酸用量为100 kg/t、液固比为3∶1、浸出时间为2 h的情况下,铜作业浸出率可达86.84%;浮选+酸浸工艺的总铜回收率为96.38%。 相似文献
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为减少泥质矿物对孔雀石浮选的影响,采用预先脱泥浮选工艺,对某高氧化率、含泥量大的难处理氧化铜矿石进行试验研究,对于预先脱泥浮选工艺,细泥脱除率为9.42%的情况下,能获得综合铜精矿品位为27.16%,脱除的细泥作为产品转入湿法浸出作业,铜的浸出率能达到94.30%,折算成全流程的铜的回收率为12.02%,所以全流程的铜综合回收率为85.46%,与原矿直接浮选工艺对比,浮选综合铜精矿品位提高了3.88%,铜综合回收率提高了6.32%,充分说明了预先脱泥浮选-矿泥浸出的选冶联合工艺的效果。而且原矿经过旋流器预先脱泥处理后,在保证铜精矿回收率的同时,包括氟硅酸钠、硫化钠和捕收剂在用量上都有较大的降低空间,充分说明了预先脱泥浮选工艺的效果。 相似文献
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国外某沉积岩型硫氧混合铜矿石铜品位为2.96%,为确定该矿石的合理开发利用工艺,在工艺矿物学研究的基础上进行了选矿试验研究。结果表明:①矿石中的主要铜矿物有辉铜矿、赤铜矿、孔雀石、硅孔雀石,主要脉石矿物有石英、方解石、白云石;辉铜矿、赤铜矿的嵌布粒度一般在0.02~0.30 mm,孔雀石、硅孔雀石的嵌布粒度主要为0.02~1.20 mm;硫化铜占总铜的60.14%,氧化铜占39.86%。②原矿在磨矿细度为-0.074 mm占73.60%的情况下,先以丁基黄药+乙基黄药为组合捕收剂采用2粗2精1扫流程浮选硫化铜矿物,再以硫化钠为硫化剂、丁基黄药+烷基羟肟酸为捕收剂采用1粗3精2扫流程浮选氧化铜矿物,获得了Cu品位为46.92%、回收率为71.57%的硫化铜精矿和Cu品位为29.23%、回收率为16.08%的氧化铜精矿,总精矿Cu品位为42.17%、回收率为87.65%,选别指标较好。 相似文献
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国外某沉积岩型硫氧混合铜矿石铜品位为2.96%,为确定该矿石的合理开发利用工艺,在工艺矿物学研究的基础上进行了选矿试验研究。结果表明:①矿石中的主要铜矿物有辉铜矿、赤铜矿、孔雀石、硅孔雀石,主要脉石矿物有石英、方解石、白云石;辉铜矿、赤铜矿的嵌布粒度一般在0.02~0.30 mm,孔雀石、硅孔雀石的嵌布粒度主要为0.02~1.20 mm;硫化铜占总铜的60.14%,氧化铜占39.86%。②原矿在磨矿细度为-0.074 mm占73.60%的情况下,先以丁基黄药+乙基黄药为组合捕收剂采用2粗2精1扫流程浮选硫化铜矿物,再以硫化钠为硫化剂、丁基黄药+烷基羟肟酸为捕收剂采用1粗3精2扫流程浮选氧化铜矿物,获得了Cu品位为46.92%、回收率为71.57%的硫化铜精矿和Cu品位为29.23%、回收率为16.08%的氧化铜精矿,总精矿Cu品位为42.17%、回收率为87.65%,选别指标较好。 相似文献
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云南水源某铜矿石铜品位为0.88%,56.6%的铜以硫化铜形式存在,43.4%的铜以氧化铜形式存在。矿石矿物组成复杂、泥化现象严重。为给该铜矿石的合理开发利用提供参考,进行了先浮选硫化铜矿物再浮选氧化铜矿物的工艺流程试验。结果表明,在磨矿细度为-200目占80%条件下,以CaO(加入磨机中)和水玻璃为抑制剂、丁黄药为捕收剂经1粗2精硫化铜浮选,硫化铜浮选尾矿经水力旋流器脱泥后,沉砂以硫化钠为活化剂、羟肟酸钠+丁黄药为捕收剂经1粗2精2扫氧化铜浮选,获得的混合铜精矿铜品位为20.13%、回收率为72.81%。氧化铜浮选前经水力旋流器脱泥减轻了矿泥在矿浆中的循环、积累现象,使精矿由四级品提高到三级品,具有较好的经济效益。 相似文献
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熊湘 《有色金属(选矿部分)》1981,(5)
<正> 二氧化硫浸出-浮选工艺包括用二氧化硫的饱和水溶液浸出大部分的氧化铜矿物;浸出液加温,使其生成亚硫酸铜-亚硫酸钙沉淀;浸出渣进行浮选,回收其中的硫化铜矿物及剩余的氧化铜矿物。该工艺处理汤丹难选氧化铜矿石的铜总回收率93.98%,铜精矿品位27.84%,最终尾矿含铜0.028%。 相似文献
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西藏某浸染状次生硫化铜矿石铜品位为1.86%,原生硫化铜占总铜的15.05%,次生硫化铜占总铜的76.88%,主要铜矿物为斑铜矿、黄铜矿,其他金属矿物有黄铁矿、磁黄铁矿等;脉石矿物以石榴石、辉石、石英等为主。为了确定该矿石中铜、金的适宜回收工艺,进行了选矿试验。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占70%的情况下进行1粗2精快速浮选,1粗2扫常规浮选,快速精选1尾矿与常规粗选精矿合并再磨至-0.038 mm占80%的情况下进行1粗2精2扫铜硫分离,获得的快速浮选精矿铜品位为27.05%、金品位为8.28 g/t,铜、金回收率分别为60.79%、50.90%;常规浮选铜精矿铜品位为17.06%、金品位为5.02 g/t,铜、金回收率分别为29.81%、23.99%。快速浮选+常规浮选、快速精选1尾矿与常规浮选粗精矿再磨再选工艺流程既能避免铜矿物的过磨,保证铜的回收率,又可得到较高品位的铜精矿,获得较好的铜、金回收指标。 相似文献
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针对通化地区黏土含量大、主导粒级为高灰细粒级的难浮煤泥,采用小锥角水力旋流器进行高效脱泥探索,旋流器产物进行粒度和矿物组成分析,底流进行分步释放浮选试验。结果表明,采用Φ150 mm小锥角水力旋流器作为煤泥浮选前脱泥的主要设备;Φ150 mm与Φ75 mm旋流器串联脱泥工艺中,0.045 mm粒级脱除率达到67.73%,灰分为50.10%,且高岭石、伊利石等黏土矿物在Φ75 mm旋流器溢流中实现富集;Φ150 mm与Φ75 mm旋流器底流单独或混合入料浮选,精煤产率(占本级)及可燃体回收率均比原煤泥直接浮选提高了2~3倍。 相似文献
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云南某铜选厂矿石矿泥含量大,导致尾矿铜品位高并还含有大量矿泥。尾矿中铜主要分布在+37 μm粒级,铜在该粒级分布率为66.07%;-10 μm粒级产率为44.39%,而铜在该粒级分布率仅11.41%。采用旋流器预先脱泥、脱碳工艺进行预处理,在旋流器锥角为10°、沉砂口直径为3 mm、给矿压力为0.15 MPa、给矿浓度为11%时,获得的沉砂铜品位为2.35%、回收率为72.41%。沉砂中铜虽然主要以次生硫化铜形式存在,但铜的氧化率达30%以上。为确定沉砂的合理选矿工艺,进行了硫化铜、氧化铜依次选别和硫化铜、氧化铜混合选别探索性对比。结果表明,硫化铜、氧化铜依次选别工艺指标优于硫化铜、氧化铜混合选别工艺。采用硫化铜、氧化铜依次选别工艺,在磨矿细度为-0.074 mm占90%的条件下,以水玻璃、六偏磷酸钠为脉石抑制剂、硫化钠为氧化铜矿物活化剂、丁基黄药为捕收剂进行闭路浮选,获得了精矿铜品位为15.16%、作业回收率为81.05%、对原矿回收率为58.69%的选别指标。 相似文献
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针对河北唐山地区煤炭黏土含量大、多高灰细泥、浮选效率低的问题,采用磨矿、小锥角水力旋流器脱泥、分步释放浮选等试验方法进行了浮选工艺试验研究。结果表明:采用150 mm与75 mm旋流器串联脱泥工艺,底流和溢流灰分差值为13.05%,说明旋流器串联脱泥工艺起到了较好的效果,能分离部分高灰细粒级煤泥,对底流进行分步释放浮选试验研究,在保证精煤质量前提下,精煤产率也相应得到提高,说明采用小锥角水力旋流器对原煤泥进行浮选前脱泥,能够有效降低高灰细粒级对浮选的影响,提高精煤的浮选效率;浮选尾煤灰分仍然较低,为38.27%,对低灰尾煤进行磨矿-脱泥-浮选试验,精煤产率为35.47%,综合精煤产率(占全级)相比较原煤泥直接浮选提高率达54.20%。 相似文献
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高海拔土状氧化铜矿湿法处理工艺研究及生产实践 总被引:1,自引:0,他引:1
针对土状氧化铜细泥含量高, 氧化铜与铁矿物及其它脉石结合率高, 难以直接堆浸的特点, 开展了氧化铜矿水洗分级-粗粒柱浸-细粒搅浸湿法处理工艺试验, 考察了酸度、浸出时间等条件参数对铜浸出率的影响, 确定了柱浸、搅浸最佳工艺条件。结果表明, 小型柱浸试验时, 控制浸出液pH值为1.5~1.7, 浸出时间为65 d, 铜浸出率达到65.05%, 为扩大柱浸试验提供了技术依据。柱浸扩大连续试验取得铜浸出率69.62%、吨铜酸耗14.82 t的较好技术指标; 搅浸的最佳工艺为:搅拌速度60 r/min, 酸矿比12%, 浸出时间120 min, 温度60 ℃, 浸出液pH值为1.5~1.7, 在最佳工艺条件下, 铜浸出率达65.29%, 吨铜酸耗10.87 t。目前该湿法处理工艺已成功应用于工业生产实践, 堆浸生产电积铜1 500 t, 浸出率64%; 搅浸生产电积铜350 t, 浸出率65%。 相似文献