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某硫化铜矿含铜0.65%、硫9.50%、Mg O 5.20%,属于高滑石硅酸镁夕卡岩型铜硫矿。由于矿石中黄铁矿和滑石含量较高,且滑石在磨矿过程中极易发生泥化,恶化浮选环境,造成现场铜浮选指标不理想。为了解决该铜矿中高滑石、高硫对铜浮选的影响,在工艺矿物学研究的基础之上,提出采用"SNA调整剂调浆-CMC抑制滑石-铜硫混合浮选-粗精矿脱药再磨-铜硫分离"工艺。闭路试验获得了铜品位25.71%、回收率82.13%的铜精矿,铜精矿含Mg O小于5%。工艺显著提高了铜回收率,并降低了铜精矿Mg O含量。 相似文献
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对来宾冶炼厂锡冶炼炉渣进行铜锡分离浮选工艺研究,通过两段磨矿,FNa抑制锡浮选铜,铜精选一中矿扫选产出细泥锡精矿,避免细泥对粗选的干扰,实现了铜锡分离,既解决了锡冶炼因含铜高结炉问题,又综合回收了铜金属。 相似文献
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刚果(金)KAMA氧化铜钴矿具有氧化率高、泥化严重、云母及滑石含量大等特点,采用单一浮选工艺难以获得较好的选矿指标。依据原矿性质,试验制定了先浮云母、滑石等可浮性好的脉石矿物,后浮易选氧化矿,最后采用磁选回收难浮的含铜钴矿物的原则流程,对含铜2.56%,钴0.31%的原矿,小型选矿试验获得品位铜32.20%、钴1.45%,回收率铜53.98%、钴20.75%的浮选精矿和品位铜8.89%、钴1.39%,回收率铜29.44%、钴38.07%的磁选精矿,铜总回收率83.42%,钴总回收率58.81%。 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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滑石的晶体化学研究及其在有色金属硫化矿选矿中的浮选现状和实践 总被引:1,自引:0,他引:1
滑石是有色金属硫化矿选矿中常见的脉石矿物之一。从研究滑石的晶体结构出发,分析了滑石具有良好的天然可浮性的原因,及对有色金属硫化矿的浮选的影响。目前多采取利用有效捕收剂对滑石进行优先浮选的方法,来减少滑石对后续流程中金属矿物回收的影响。对某滑石含量为13%的铜锌矿进行了滑石优先浮选的应用实践,滑石优先浮选基本脱除了矿石中的易浮脉石,滑石精矿中的铜、锌品位分别为0.17%、0.81%,铜、锌在滑石精矿中的损失率分别为2.11%、2.63%。 相似文献
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沈旭 《有色金属(选矿部分)》2016,(5):13-17
某硫精矿含铜0.41%,铜矿物主要为黄铜矿和辉铜矿,硫矿物主要是磁黄铁矿,其次是黄铁矿,脉石矿物为少量蛇纹石、滑石、绿泥石等易泥化矿物,经镜下鉴定铜矿物与黄铁矿关系密切,基本以较粗的连生体形式存在,而磁黄铁矿基本不含铜。综合考虑矿石性质,确定采用"磁选脱硫—脱泥—浮铜"流程回收铜,全流程获得铜精矿铜品位20.26%,铜回收率73.41%。 相似文献
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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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某低品位铜矿石中易浮钙镁矿物含量非常高,磨矿过程中这些钙镁矿物极易泥化,罩盖在黄铜矿等矿物颗粒表面,影响铜矿物的正常选别。为了解决该矿石的高效分选问题,采用泥、矿分选工艺对该矿石进行了选矿试验。结果表明,在一段磨矿细度为-74μm占52%的情况下进行脱泥浮选,矿泥经1粗3精3扫、中矿顺序返回流程处理,槽内产品再磨至-74μm占75%的情况下经1粗3精2扫、中矿顺序返回流程处理,最终获得了铜品位为18.13%、回收率为80.86%的铜精矿。良好的试验指标表明,该闭路流程是该矿石开发利用的合理工艺流程。 相似文献
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The effect of the depressant galactomannan (KGM) on the depression of talc and the flotation of a nickel–copper sulfide ore have been investigated through microflotation, batch flotation and industrial flotation tests, zeta potential and infrared spectrum measurements. The flotation results indicated that KGM had a straining influence on the depression of talc while had little effect on nickel minerals flotation. Compared with the depressant carboxymethyl cellulose (CMC) and guar gum, the KGM increased the nickel recovery dramatically, it not only negated the need for a talc removal process, but also achieved a significant decrease in the depressant consumption by half. Zeta-potential and infrared spectrum measurements illustrated that chemical adsorption was seen between KGM and talc, and a possible weak physical adsorption was seen between KGM and pentlandite. This was the reason why KGM had high depression selectivity for talc and little depression effect on nickel minerals. 相似文献
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代献仁 《有色金属(选矿部分)》2017,(4):58-63
铜阳极泥是铜阳极板电解过程中产生的副产品,含有金、银、铂、钯等稀贵元素。目前,铜陵有色所采用的卡尔多炉火法工艺能实现对阳极泥中稀贵元素的综合回收,但该工艺存在处理能力低,生产成本高等缺点。若在阳极泥进入卡尔多炉前,采用选冶联合工艺对阳极泥中的稀贵元素进行富集,预富集后精矿再进入卡尔多炉处理,则可以降低阳极泥处理成本,实现企业经济效益最大化。试验在酸性矿浆条件下,以铁粉作为还原剂,通过擦洗反应把阳极泥中金、银的氯化物还原成单质,然后以六偏磷酸钠作为调整剂,以丁基黄药+丁基铵黑药作为捕收剂对金、银等稀贵元素进行浮选预富集,取得了满意的选别指标。最终精矿中金、银、铂、钯、硒品位分别为6 525.2 g/t、29.4%、70.1 g/t、145.9 g/t和18.54%,回收率分别为98.59%、99.01%、93.70%、94.61%和96.60%。 相似文献
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广西某高硫铜矿石中滑石等易浮硅质矿物含量高,现场采用弱磁选-浮铜-浮硫工艺流程进行分选,除弱磁选能较好地回收磁黄铁矿外,黄铜矿浮选和黄铁矿浮选均因易浮硅质矿物的干扰而难以获得合格精矿。为此,在大量探索试验的基础上,采用弱磁选-黄铜矿和硅质矿物混合浮选-混浮精矿铜硅摇床分离-混浮尾矿浮黄铁矿的工艺流程处理该矿石,获得了磁选硫精矿硫品位和回收率分别为38.69%和64.48%,浮选硫精矿硫品位和回收率分别为44.57%和30.99%,铜精矿铜品位和回收率分别为13.87%和63.89%的良好试验指标,有效地综合回收了铜、硫矿物。 相似文献
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通过浮选试验、Zeta电位测试、TOC测试及红外光谱测试对甲基纤维素在黄铜矿与滑石浮选分离中的作用及其在两种矿物表面的吸附机理进行了研究。浮选试验结果表明,低用量的甲基纤维素可有效抑制滑石,但对黄铜矿抑制效果很弱,可实现黄铜矿与滑石的浮选分离。甲基纤维素作为滑石的抑制剂,浮选分离黄铜矿和滑石混合矿。人工混合矿Cu品位为15.19%时,可以获得铜精矿Cu品位为24.08%,回收率达74.68%的指标。检测结果表明,甲基纤维素在黄铜矿和滑石表面均发生了物理吸附,且在滑石表面的吸附强于在黄铜矿表面的吸附。 相似文献