共查询到20条相似文献,搜索用时 109 毫秒
1.
安徽某铁矿石中主要铁矿物为磁铁矿,采用阶段磨矿阶段弱磁选可选别出品位65.25%、回收率80.33%的铁精矿;选铁尾矿先混合浮选再分离得到品位15.04%、回收率72.51%的铜精矿和品位47.4%、回收率83.93%的硫精矿,实现了资源的充分利用。 相似文献
2.
对某含复杂磁黄铁矿铜硫矿石进行了选矿工艺流程的试验研究。根据矿石性质,采用铜优先浮选—磁选—硫浮选和磁选—铜浮选—硫浮选两种原则工艺流程进行试验研究,通过铜优先浮选(中矿顺序返回)—磁选—硫浮选、铜优先浮选(中矿再磨再选)—磁选—硫浮选和磁选—铜浮选—硫浮选三种试验方案的工艺流程和闭路试验指标的对比分析,最终确定了铜优先浮选(中矿顺序返回)—磁选—硫浮选的工艺流程,闭路试验获得含铜24. 81%、铜回收率86. 31%的铜精矿,含硫37. 83%、含铁58. 21%、磁硫品位(Fe+S) 96. 04%、硫回收率40. 60%的磁黄铁硫精矿,以及含硫46. 05%、硫回收率47. 90%的硫精矿,硫总回收率为88. 50%。 相似文献
3.
越南某铜矿石含铜0.85%、硫1.48%,铜氧化率为4.94%.针对该矿石的特点,采用铜硫混合浮选、混合精矿再磨分选的浮选工艺流程,获得了铜品位23.85%、铜回收率93.27%的铜精矿,为该铜矿山的开发利用提供了技术保障. 相似文献
4.
广东某含硫铁低品位铜矿石主要有用元素铜、硫、铁品位分别为0.51%、27.68%、34.07%。铜赋存状态复杂,以次生硫化铜形式存在的铜占总铜的54.91%,水溶性铜占总铜的26.39%,采用常规浮选方法选别铜回收率低。为探索该矿石中铜、硫、铁的高效分选工艺,对其进行了选冶工艺研究。结果表明:原矿磨细至-0.074 mm占72%时,采用pH=3的硫酸溶液为浸出剂,在液固比为4 mL/g、搅拌转速为1 400 r/min、浸出时间为24 h条件下浸铜,可以获得铜浸出率为93.33%的指标;铜浸渣经自来水搅拌洗涤至pH=6以后,以丁黄药为捕收剂、2号油为起泡剂,经1粗1扫硫浮选,可获得硫品位为48.44%、对铜浸渣回收率为95.57%的高品质硫精矿;浮硫尾矿在磁介质为Φ2 mm棒介质、脉动冲程为16 mm、冲次为280次/min、背景磁感应强度为0.6 T条件下,经1次高梯度强磁选选铁,可获得铁品位为51.42%、对铜浸渣回收率为17.02%的铁精矿。以上试验结果说明,采用铜浸出-硫浮选-铁磁选的工艺流程可以实现矿石中铜硫铁的有效分离。 相似文献
5.
铜陵有色某高硫难选铜矿石铜品位为0.72%、硫品位为19.4%;矿石中铜主要以黄铜矿形式存在,其次为斑铜矿、铜蓝、黝铜矿以及辉铜矿等;硫矿物绝大部分为白铁矿,另有微量的黄铁矿、磁黄铁矿等。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75%条件下,以石灰为抑制剂、丁黄药和BK-301为捕收剂、2#油为起泡剂经1粗1扫选铜,铜粗精矿再磨至-0.044 mm占91.9%后经3次铜精选,铜扫选尾矿以硫酸为p H调整剂、硫酸铜为活化剂、丁黄药为捕收剂、2#油为起泡剂选硫,获得了铜品位为18.78%、回收率为87.76%的铜精矿和硫品位为39.55%、回收率为79.29%的硫精矿。 相似文献
6.
新疆某砂岩铜矿的铜矿物主要以孔雀石为主,针对其矿石性质,采用硫化浮选回收矿石中的铜矿物,并以丁黄药作捕收剂,PZO作起泡剂,当原矿含铜1.84%时,经过一段磨矿、一次粗选、三次扫选和二次精选,获得铜精矿品位22.37%、铜回收率78.70%的技术指标。 相似文献
7.
马钢罗河铁矿选矿厂自建成投产以来,存在一段球磨机处理能力不能达到设计要求、弱磁选铁精矿含硫超标、赤铁矿精矿选别指标差、硫精矿中的铜未能回收利用等问题。为解决上述问题,在对选矿厂磨选系统进行全流程考查的基础上,研究了矿石的可磨性特征,参照现场硫浮选、弱磁选、强磁选、重选作业的工艺参数,在实验室进行了选别效果验证试验,并详细研究了含铜硫精矿的铜硫分离工艺。根据研究结果,对选矿厂所存在的突出问题提出了改进措施。在完成磁铁精矿降硫和铜硫分离工艺优化改造后,有望使现场磁铁精矿S含量由0.51%降到0.30%以下;从硫精矿中分离出产率(对硫精矿)为0.82%、Cu品位为17.51%、Cu回收率(对硫精矿)为59.54%的铜精矿。 相似文献
8.
9.
某高硫铜矿石磁黄铁矿和绿泥石等易泥化脉石矿物含量较高,且磁黄铁矿的可浮性和磁性差异较大,对铜硫分离浮选干扰很大。根据矿石性质,采用铜优先浮选—磁选回收磁黄铁矿—硫浮选工艺进行了选矿试验研究,即首先在较低碱度下采用铜选择性捕收剂组合(BK-306 TL-1)优先选铜;然后采用磁选回收磁性磁黄铁矿,再以高效硫活化剂BK546和组合捕收剂(丁基黄药 AT608)强化浮选回收硫矿物,实现了矿石中铜、硫的有效回收。闭路试验获得含铜24.81%、铜回收率86.31%的铜精矿,含硫37.83%、含铁58.21%、磁硫品位(Fe S)96.04%、硫回收率40.60%的磁黄铁硫精矿,以及含硫46.05%、硫回收率47.90%的硫精矿,硫总回收率为88.50%。 相似文献
10.
阐述了冬瓜山铜矿石选矿分离工艺流程的研究过程,采用先浮选滑石,铜硫部分优先混合选分离新工艺流程处理该铜矿石,可以取得铜品位22.20%,含金3.48g/t,含银52.52g/t的铜精矿,铜,金,银回收率分别为88.05%,硫51.75%和64.52%,同时综合回收了矿石中的黄铁矿和磁黄铁矿,硫精矿中硫品位36.65%,回收率84.45%,可见,所制定的浮选工艺流程是合理的,文中对影响铜硫浮的主要因 相似文献
11.
12.
红岭铜、铅、锌、铁多金属矿,铜、铅品位低,铅仅为0.04%。为综合回收各种有用矿物,进行了选矿工艺流程试验。多方案工艺流程试验比较后推荐铜铅混合浮选再分离-混尾选锌-锌浮选尾矿弱磁选的工艺流程。该流程很好兼顾了各种目的矿物的回收,取得较好的工艺指标,铜精矿品位23.52%、回收率71.27%,铅精矿品位45.77%、回收率59.78%,锌精矿品位54.05%、回收率93.65%,铁精矿品位66.09%、回收率33.50%。 相似文献
13.
14.
周维志 《广东有色金属学报》1995,5(1):20-26
沿用传统的优先浮选流程结构,选择合适的药剂制度,可以从宝山西部“混合矿”依次获得铅(银)、锌(镉)、硫精矿,铅、锌氧化率分别高达32%和49%的难选“氧化矿”,采用浮-重联合流程,合理使用复合调整剂和螯合捕收剂,配用简单有效的重选设备,能综合回收矿石中的铅,锌,银,金,镉。 相似文献
15.
低品位铜矿选矿工艺研究 总被引:3,自引:1,他引:3
穆国红 《有色金属(选矿部分)》2008,(3):16-19
对某低品位铜矿石的选别工艺进行了试验研究。通过浮选条件试验,确定采用一段粗磨(细度-74μm含量占51%)丢尾、闪速浮铜、铜硫混浮再磨分选流程,得到了含铜品位31.17%、铜回收率93.53%、伴生金回收率52.17%的铜精矿和含硫43.2%、回收率44.31%的硫精矿。结果表明,此选别工艺可有效处理该低品位铜矿石。 相似文献
16.
采用一段磨矿-部分混合浮选-混精铜铅分离、混选尾矿选锌流程及无氰药剂,提高了精矿品位及铜、铅、锌、银回收率。工业试验指标为:铜精矿铜品位由16.43%提高到25.31%、含铅由27.82%下降到12.64%;铅精矿铅品位由63.32%提高到65.10%、含铜由2.87%下降到0.72%;锌精矿锌品位由44.68%提高到47.43%。铜、铅、锌、银回收率分别为72.56%、87.60%、67.26%和86.26%,与原工艺相比、分别提高了46.70%、2.62%、1.48%和7.33%。新工艺已成功转产,使矿山取得了明显的经济效益。 相似文献
17.
开发冬瓜山铜矿资源选矿原则方案探讨 总被引:6,自引:3,他引:6
冬瓜山铜矿石与冬瓜山和狮子山混合铜矿石的对比试验结果表明 ,冬瓜山铜矿石可以与狮子山铜矿石混合进行处理。首先采用选择性起泡剂BC浮出以滑石和蛇纹石为主的易浮脉石 ;然后使用选择性捕收剂BJ进行铜部分优先浮选 ,使用丁基黄药 +丁基铵黑药混合捕收剂强化铜硫混选 ;混合粗精矿再磨后应用BD1 组合抑制剂进行铜硫分离 ;混选尾矿经磁选和强化浮选脱硫 ,获得合格铜精矿、硫精矿和铁精矿。所提供工艺为合理开发冬瓜山铜矿资源提供了可靠依据 相似文献
18.
云南某铜矿选矿工艺试验研究 总被引:3,自引:1,他引:3
根据云南某铜矿的原矿性质,试验研究了浮选回收铜的工艺流程、工艺参数以及所能达到的技术指标。结果表明,当入选原矿石铜品位为2.74%、磨矿细度-74μm65%的条件下,采用硫化钠作活化剂、411黄药作捕收剂、11号油作起泡剂,通过一次粗选、两次扫选、三次精选,可获得铜精矿品位为20.33%、回收率为95.23%的较好指标。 相似文献
19.
为了回收西藏某高铁铜矿的铜与铁等有价元素,进行了先磁选后浮选与先浮选后磁选两种选矿试验方案的比较,最终确定采用先浮选后磁选的工艺流程。进一步进行条件试验并确定药剂制度后,在磨矿细度为-0.074mm占80%、石灰用量为4000g/t、水玻璃用量为1000g/t、丁黄药用量为120g/t的情况下,取得铜品位为21.61%、铜回收率为93.89%的铜精矿与铁品位为55.95%、铁回收率为38.86%的铁精矿,有效实现了资源的利用。 相似文献
20.
对德钦羊拉嵌布复杂的硫化铜矿石进行选矿工艺流程试验。多方案比较后确定采用粗磨选择性浮选-中矿再磨流程,连续浮选试验获得铜精矿品位20.18%,回收率78.64%。造成金属损失的主要原因是矿石氧化率偏高,部分硫化矿物嵌布极细,磨矿不够细。 相似文献