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提高金浮选回收率的研究 总被引:7,自引:1,他引:7
针对矿石性质 ,采用 3 8号捕收剂与丁基铵黑药 3∶2配成混合捕收剂 ,松醇油作起泡剂 ,磨矿细度 -74μm 66.66% ,工艺流程为一次粗选、一次精选、一次扫选或一次粗选、两次精选、一次扫选 ,获得金精矿产率大于3 .3 2 % ,品位大于 65 .70 g/t,回收率大于 93 .48% ,实现提高金浮选回收率的目的。 相似文献
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廖银英 《有色金属(选矿部分)》2017,(3):35-39
某多金属含金难处理矿石含铜0.21%、金0.55 g/t。对该矿进行捕收剂和调整剂优化试验,确定了粗选采用石灰调整矿浆、Z-200与丁基铵黑药为组合捕收剂,扫选采用丁基黄药与丁基铵黑药为组合捕收剂的新药剂制度。粗扫选作业的差异化给药,有效提高了铜、金的回收指标。在磨矿细度-74μm占68.63%的条件下,通过一次粗选、三次精选、三次扫选的闭路流程试验,获得精矿含铜14.72%、含金23.45 g/t,铜回收率90.29%、金回收率60.92%的指标。 相似文献
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对云南某氧化铜矿进行浮选试验研究。原矿含Cu 1.60%,含Ag 68.20g/t,铜氧化率为93.92%,属于氧化铜矿石,原矿组成复杂,主要的铜矿物有孔雀石、蓝铜矿等,主要脉石矿物为石英、白云石。试验方案采用优选硫化铜后浮选氧化铜工艺流程,结果表明,在磨矿细度为-74μm含量65%,丁基黄药和丁基铵黑药为捕收剂,硫化钠和水玻璃为调整剂,松醇油为起泡剂的条件下,经两次粗选、一次扫选、两次精选的浮选流程获得铜精矿Cu品位26.68%,Cu回收率94.12%,Ag品位1 094.46g/t,Ag回收率94.04%的良好试验指标。 相似文献
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大明槽铜矿是位于元江铜矿带的"东川式"的中型铜矿床之一,具有品位低、矿物粒度变化大及嵌布关系复杂的特征。通过对大明槽铜矿矿石结构构造及矿物化学成分、物相的研究,结合捕收剂单因素工艺对比研究,确定矿山最优浮选工流程为:在磨矿细度76μm占70%时,确定活化剂硫化钠剂量2000 g/t,组合捕收剂丁基黄药150 g/t、丁基铵黑药100 g/t,以及戊基黄药185 g/t、丁基铵黑药65 g/t,起泡剂选定为松醇油35 g/t。通过两次扫选及两次精选,获得铜精矿品位18.05%,回收率达到73.39%。 相似文献
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为提高国外某低品位氧化矿中金的回收率,本文采用浮选-氰化工艺流程:在原矿磨矿细度-74 μm占74.65%,pH=9.0,调整剂氧化钙用量1000g/t、活化剂硫酸铜用量200g/t、捕收剂丁铵黑药60g/t、丁基黄药用量120g/t、起泡剂松醇油用量60g/t时,采用1粗2精2扫闭路试验流程,获得金品位24.30g/t,金回收率72.17%。进一步对浮选尾矿氰化浸出,金浸出率可达92.31%。 相似文献
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某金锑矿选矿试验研究 总被引:1,自引:1,他引:0
对某Sb品位7.94%、Au品位1.95 g/t的石英脉型金锑硫化矿进行了浮选试验研究。采用混合浮选工艺,以丁基黄药和丁铵黑药为捕收剂、硫酸为pH值调整剂、硝酸铅和硫酸铜为活化剂,经一次粗选三次精选三次扫选闭路浮选,获得了产率20.17%、Sb品位和回收率分别为37.35%和94.87%、Au品位和回收率分别为7.79 g/t和80.39%的金锑混合精矿,精矿品级符合锑精矿质量标准(YB 2419—82)中硫化锑精矿三级品,金和锑都得到较好地回收。 相似文献
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四川某微细粒次生硫化铜矿浮选工艺研究 总被引:1,自引:0,他引:1
针对四川某微细粒嵌布、低氧化率混合铜矿铜回收率低的问题,进行了浮选试验研究。采用一粗一精三扫闭路浮选流程,在磨矿细度-0.074 mm粒级占70%、2#油用量100 g/t、Na2S用量100 g/t、丁基黄药和丁铵黑药(1∶3)组合捕收剂用量250 g/t和浮选时间4 min条件下,获得了铜精矿产率3.34%、铜品位21.61%、回收率85.93%的选矿指标。研究结果能为该矿的生产实践提供理论和技术支持,同时为国内外同类矿山的开发利用提供一定的借鉴。 相似文献
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高钙高硅铜矿中元素铜及伴生金银的回收价值高,但实际生产中这些有价成分的回收指标较低,导致企业经济效益不理想。针对矿石性质,采用石灰和硫化钠为矿浆调整剂,丁基黄药与丁基铵黑药联合使用作为捕收剂,在磨矿细度-74μm粒级含量占70%的基础上,进行了浮选药剂优化和闭路试验。在石灰用量1 000g/t、硫化钠用量400g/t、丁基黄药用量400g/t、丁基铵黑药用量50g/t、松醇油用量84g/t的药剂制度下,采用两次粗选、两次精选、一次扫选、中矿顺序返回的浮选闭路流程,最终获得Cu品位21.45%、回收率90.46%,Au品位7.92g/t、回收率79.39%,Ag品位453.50g/t、回收率81.82%的铜精矿。与生产现场指标相比,不仅提高了矿石中铜的浮选回收率,而且极大地提高了矿石中伴生金银的回收效果,浮选指标较为理想。 相似文献
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广东大尖山某铅锌多金属矿石铅品位为2.10%、锌品位为3.805%、银含量为35.85 g/t。矿石铅、锌均主要是以硫化矿的形式存在,硫化铅和硫化锌分别占总铅和总锌的95.71%和95.84%。为给该矿石开发利用提供依据,进行了选矿工艺试验。结果表明:矿石磨细至-74 μm占80%,以CaO为矿浆pH调整剂、硫酸锌为抑制剂、丁胺黑药+丁黄药为捕收剂,经1粗3精4扫铅浮选,铅浮选尾矿以CaO为矿浆pH调整剂、CuSO4为活化剂、丁黄药为捕收剂,经1粗3精4扫锌浮选,获得了铅精矿铅品位60.29%、铅回收率92.02%、含银826.13 g/t、银回收率72.75%、含锌3.64%,锌精矿锌品位48.32%、锌回收率92.30%、含铅0.95%的指标。 相似文献
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山西某低品位含金镜铁矿铁品位为26.41%、金品位为0.67 g/t。矿石中金主要以自然金形式存在,自然金占总金的88.15%;铁主要存在于赤(褐)铁矿中,赤(褐)铁矿中铁占总铁的68.28%。为回收矿石中有价元素金和铁,进行了优先浮选金,浮选尾矿弱磁选-高梯度强磁选-反浮选回收铁选矿试验。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占83.78%条件下,以石灰为pH调整剂、水玻璃为分散剂、丁基黄药+丁胺黑药为捕收剂、2#油为起泡剂,经1粗2精2扫浮选,获得了金品位为29.31 g/t、回收率为87.93%的金精矿,选金尾矿经1粗1精1扫弱磁选,获得了铁品位为65.86%、回收率为13.34%的铁精矿1,弱磁选尾矿经1粗1扫高梯度强磁选,强磁选精矿以NaOH为调整剂、改性淀粉为抑制剂、油酸钠为捕收剂,经1粗2精1扫反浮选,获得的铁精矿2铁品位为61.79%、回收率为50.67%,铁精矿1与铁精矿2合并后混合铁精矿铁品位为62.59%、总铁回收率为64.01%。试验结果可以为该矿石有价元素综合回收提供技术依据。 相似文献
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云南某含金银硫化铅锌矿石铅品位为0.77%,锌品位为2.13%,并且伴生大量金、银等贵金属,金、银的嵌布粒度微细。为给该矿石开发利用提供依据,采用优先浮选硫化铅,选铅尾矿再选锌的优先浮选流程进行试验。结果表明:在磨矿细度为-0.074 mm占81.33%,以碳酸钠为pH调整剂,以硫酸锌+焦亚硫酸钠为抑制剂,以乙硫氮+3418A为捕收剂,经过2粗3精1扫选铅,选铅尾矿以硫酸铜+氯化铵为活化剂,以丁基黄药为捕收剂,经1粗2精1扫流程选锌,获得了铅精矿铅品位50.36%、金品位28.79 g/t、银品位965.47 g/t、铅回收率82.41%、金回收率77.18%、银回收率78.69%,锌精矿锌品位41.21%、锌回收率87.45%的指标,实现了矿石中有用金属的高效回收。 相似文献
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云南某低品位铜矿石铜、金品位分别为0.35%、0.114 g/t,现场以丁基黄药为捕收剂,在磨矿细度为-0.075 mm占74.30%的条件下浮选选铜,并使金在铜精矿中富集,获得的铜精矿铜金回收率分别为91.60%和45.70%。为提高金的回收效果,以现场工艺流程为基础,以提高金回收率为主要目标进行了浮选选铜试验。结果表明,在磨矿细度为-0.075 mm占80%的情况下,以Z-200+丁铵黑药为捕收剂,730A为起泡剂,采用1粗3精2扫、中矿顺序返回的闭路试验流程回收铜和金,最终获得的铜精矿铜品位为22.48%、含金4.53 g/t、铜回收率为92.85%、金回收率为56.30%。可见,以Z-200+丁铵黑药为捕收剂,不仅能显著提高铜精矿金回收率10.60个百分点,而且能小幅提高铜回收率1.25个百分点。 相似文献