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羟肟酸钠浮选氧化铜矿的研究 总被引:7,自引:0,他引:7
罗传胜 《广东有色金属学报》1997,7(2):85-89
对含铜、金的氧化物,采用常规的硫化浮选工艺,研究了硫化钠、丁黄药用量对铜、金回收率的影响,并在硫化钠,丁黄药最佳用量的条件下,研究了添加羟肟酸钠对铜,金回收率的影响,结果表明,过量的硫化钠对铜、金矿物有一定的抑制作用,而添加少量羟肟酸钠后,可以避免硫化钠对铜,金的不利影响,明显地提高了铜、金的回心率,小型试验获得的铜精矿,含Cu17.68%,含Au25.07g/t,铜回收率54.30%,金回收率6 相似文献
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随着易分选硫化铜矿日益消耗,氧化铜矿的开发显得尤为重要。针对硅孔雀石矿石采用直接浮选法存在捕收剂捕收能力不足的问题,研究中以苯甲酸甲酯和盐酸羟胺为原料合成了苯丙羟肟酸(BPHA),应用于硅孔雀石的浮选回收。微浮选试验表明,在pH值为9.0、BPHA用量为120 mg/L的浮选条件下,硅孔雀石的最大浮选回收率可达到75.2%。通过接触角、吸附量分析得出BPHA能提高硅孔雀石表面的接触角,增强其表面的疏水性。通过红外光谱(FT-IR)、X射线电子能谱(XPS)和扫描电子显微镜能谱仪(SEM-EDS)分析得出,BPHA与硅孔雀石作用后吸附在矿物表面,改变了矿物表面化学性质,并在矿物表面生成了疏水性的BPHA-铜物种,从而增加了硅孔雀石的可浮性。 相似文献
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对云南某氧化铜银矿实验室小型试验研究表明,采用新型捕收剂LW61作为氧化铜捕收剂浮选,铜精矿中铜回收率为74.59%,铜品位15.21%,含银1 035.24 g/t,银回收率65.29%,该指标比较理想. 相似文献
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本文叙述采用离析-浮选法处理泥质氧化铜的结果。从离析化学基础出发,对影响离析及浮选过程的主要因素进行了研究。按制定的流程试验,取得了良好的技术指标。 相似文献
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云南金山氧化铜矿含铜3.184%,氧化率70.85%,属于高氧化率的氧化铜矿石。针对该矿石的特点,采用硫化浮选工艺,两次粗选、一次精选、三次扫选,获得铜精矿品位为22.087%、回收率为87.06%的良好指标,为开发该铜矿资源奠定了试验基础。 相似文献
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为了解决陕西某含银氧化铜矿选矿厂铜回收率低的问题,在矿石性质研究的基础上,进行了详细的选矿试验研究。结果表明,原矿含铜1.24%、银37.2 g/t,铜主要以孔雀石和蓝铜矿的形式存在,银主要赋存于氧化铜矿物中。针对目的矿物嵌布粒度细、硫化速度慢、易泥化的特点,以硫化钠+硫酸铵为组合硫化剂,以异戊基黄药+苯甲羟肟酸为组合捕收剂,采用原矿硫化—浮选—中矿集中再磨再选的工艺流程,最终浮选闭路试验获得了精矿铜品位18.09%、铜回收率89.47%、银品位477.56 g/t、银回收率80.60%的良好指标。该工艺为解决氧化铜矿生产中铜、银选别指标差的问题提供了技术依据。 相似文献
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石菉难选氧化铜矿采用离析-浮选,作业复杂、能源消耗大、处理成本高、生产指标也不理想。我们利用混合调整剂与混合捕收剂的协同作用,制定了原矿直接浮选新工艺,获得了良好指标,浮选精矿品位可超过25%,自由氧化铜的回收率达85—90%,酸浸中矿能使微细铜矿物及其连生体得以充分回收,并可浸出30—40%的结合铜。初步估算,该工艺的经济效益比离析-浮选的高得多。 相似文献
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磁化浮选铜冶炼废渣中铜及其它有价金属的研究 总被引:2,自引:0,他引:2
根据某有色金属公司铜冶炼废渣的特点,开展了利用浮选方法进一步回收其中的铜、金和银等有价金属的研究工作.探索了不同捕收剂对废渣中铜及金、银网收的影响,进行了中矿再磨再选、载体浮选、磁场强化浮选等工艺方案的试验研究.结果表明,在磁场条件下采用高效铜组合捕收剂(丁黄药+Z-200)和组合抑制剂(石灰+Na2S)及合理的工艺流程能获得含铜16%以上的铜精矿,可进一步回收其中的有价金属.铜冶炼废渣的进一步利用不但能为矿山提供新的资源,减少环境污染,而且对矿山盘活固定资产和闲置设备及寻找新的经济增长点都具有十分重要的意义. 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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复杂难选氧化铜矿高效利用工艺研究 总被引:1,自引:1,他引:1
以某含铜2.08%的难选氧化铜矿为研究对象, 针对其结合铜含量高、赋存在氧化铁矿中的铜含量大的特点, 分别进行了直接酸浸、浮选、浮选-强磁选-强磁尾分级-(磁精矿+强磁尾细粒)酸浸以及强磁选-强磁精酸浸-强磁尾浮选4种工艺对比试验。结果表明, 采用浮选-强磁选-分级-(磁精矿+强磁尾细粒)酸浸工艺流程指标较佳, 浮选获得了铜精矿铜品位22.84%、铜回收率69.49%, 酸浸铜回收率26.40%, 全流程铜总回收率为95.89%。 相似文献