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新疆某铅锌矿铅锌含量较低,为了综合利用资源,采用优先浮选流程进行选矿试验研究,闭路试验获得了含铅63.10%、含锌4.82%、铅回收率78.43%的铅精矿和含锌50.43%、含铅1.03%、锌回收率86.49%的锌精矿。 相似文献
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《有色金属(选矿部分)》2020,(4)
云南某低品位铜矿是玄武岩单铜硫化矿。根据该矿石性质及结合生产实际,通过工艺流程优化,碎矿效率提高8%左右;一段、二段分级作业效率均得到明显改善,磨矿细度由原来接近80%下降至70%左右,水力旋流器分级效率增加,一段磨矿作业返砂比由199.17%下降至94.62%,二段磨矿作业返砂比由250.04%下降至168.64%,磨矿负荷大幅降低,更有利于加大原矿处理量;采用一粗一精两扫的优先浮选生产工艺,生产获得铜品位19.25%、回收率85.27%的铜精矿,与优化前相比,铜、金、银回收率分别提高3.30%、8.67%和12.53%,药剂成本降低0.13元/t原矿;每年可增加经济效益926.59万元。 相似文献
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云南某低品位铅锌矿铅锌分离试验研究 总被引:1,自引:0,他引:1
云南某低品位铅锌矿嵌布粒度细,铅锌分离困难。为了综合利用资源,对其进行了详细的选矿试验研究。确定采用一段磨矿(-0.074 mm占75%)、优先浮铅的选矿工艺,通过添加组合抑制剂使铅锌矿物有效分离,最终获得了铅品位和回收率分别为55.38%和90.56%的铅精矿及锌品位和回收率分别为50.23%和91.31%的锌精矿。实现了铅锌的高效分离,试验指标优良。 相似文献
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福建某高硫、低品位复杂多金属矿选矿试验研究 总被引:2,自引:0,他引:2
福建某高硫低品位复杂多金属铅锌硫化矿的硫含量高达25.40%,铅锌品位很低,有用矿物产出形式较为复杂,交代穿插现象多见,嵌布粒度分布不均。经研究探索后,采用阶段磨矿阶段浮选流程,铅、锌、硫依次优先浮选。确定了合适的工艺流程和合理的药剂制度,第一段磨矿粒度为-0.074 mm粒级占85.74%,获得铅锌粗精矿;铅锌粗精矿分别再磨至-0.045 mm粒级占90%左右,铅回路采用一粗、四精、二扫流程,锌回路采用一粗、四精、二扫,硫回路采用一粗、一精工艺流程,小型闭路流程试验获得了铅品位42.13%,回收率64.25%的铅精矿,铅精矿中含锌5.47%;锌矿物锌品位40.27%,回收率61.07%,锌精矿中含铅1.07%,硫精矿硫品位为43.31%,回收率为85.48%,硫精矿中含铅锌分别为0.14%和0.58%。 相似文献
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对安徽某原生铜矿石进行了选矿试验研究。选矿试验研究结果表明,采用新型高效组合捕收剂,经1次粗选、2次扫选、3次精选的优先浮选工艺流程,可获得品位为22.01%,回收率为91.35%的铜精矿,铜精矿中金、银回收率分别为77.77%和70.72%。有用矿物可选性较好,具有开发利用价值。 相似文献
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西部某低品位硫化铜矿选矿工艺流程的研究 总被引:5,自引:2,他引:5
胡真 《有色金属(选矿部分)》2004,(6):14-17
针对西部某一大型斑岩铜矿床矿石进行了选矿合理工艺流程和药剂制度的研究。采用一次粗选、两次精选、两次扫选工艺流程可获得含铜 2 4.84%、回收率 89.97%的技术指标。该工艺流程简单 ,易于产业化。 相似文献
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云南某铅锌矿选矿工艺试验研究 总被引:5,自引:2,他引:5
以云南某铅锌硫化矿为研究对象,在工艺矿物学研究基础上采用铅锌优先浮选流程,获得了铅品位为65.44%、回收率为81.74%的铅精矿和锌品位为55.42%、回收率为94.57%的锌精矿。这表明铅锌优先浮选流程适宜该矿石的选别。 相似文献
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云南某铅锌多金属硫化矿选矿试验研究 总被引:3,自引:1,他引:3
对云南某铅锌多金属硫化矿石进行了浮选试验研究,结果表明采用部分混合浮选的工艺流程,可得到铅品位为68.47%、回收率为88.01%,铜品位为2.47%、回收率为90.60%的铜铅混合精矿;以及锌品位为47.28%、回收率为90.91%的锌精矿。 相似文献
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云南某低品位含铁硫化铜矿含铜0.485%,铁10.84%,硫0.382%,氧化钙6.06%,二氧化硅49.46%,三氧化二铝12.50%,氧化镁2.58%,氧化钠4.07%等;铜以独立矿物的形式赋存于黄铜矿、斑铜矿、铜蓝及孔雀石中,以黄铜矿、斑铜矿为主;铁主要以独立矿物的形式赋存于磁铁矿中,其次以类质同象的形式赋存在石英、绿泥石、角闪石、斜长石、石榴石等矿物中;矿石结构复杂,有用矿物粒度粗细极为不均。依据矿石工艺矿物学研究结果,选矿试验研究表明,该含铁硫化铜矿采用"浮选-弱磁选"的选别工艺较为适宜,获得了铜精矿品位19.95%,回收率90.72%;铁精矿品位61.24%,回收率50.09%的扩大试验技术指标。为该低品位资源利用提供了较好的技术支撑。 相似文献
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云南某铜锌硫化矿石铜品位为0.16%、锌品位为4.43%,铜、锌均主要以硫化物形式存在,氧化程度较低。为给该矿石开发利用提供依据,对其进行了浮选试验研究。结果表明,在磨矿细度为-74 μm占78%条件下,以OL-ⅡA为捕收剂经1粗3精2扫铜优先浮选(一段铜精选精矿再磨至-38 μm占94%再进行二段铜精选),选铜尾矿以X-43为活化剂、丁黄药为捕收剂经1粗4精2扫流程选锌(一段锌精选精矿再磨至-45 μm占91%再进行二段锌精选),获得了铜精矿铜品位18.52%、回收率53.89%,锌精矿锌品位47.10%、回收率88.74%的分选指标,试验结果可以为该矿石开发利用提供依据。 相似文献
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云南某铜矿石属典型的低品位、高氧化率硫 氧混合型铜矿石,含铜033%,其中硫化铜占有率为4909%,氧化铜占有率为5091%。为确定该矿石的开发利用工艺,进行了选矿试验研究。结果表明,在磨矿细度为-0074 mm占8640%的情况下,采用1粗3精1扫流程浮选硫化铜矿物、1粗3精1扫流程浮选氧化铜矿物,可获得铜品位1858%、回收率7755%、金品位423 g/t的铜精矿。试验指标良好,实现了低品位硫 氧混合型铜矿石中铜、金的高效综合回收,可作为该矿石开发利用工艺设计的依据。 相似文献
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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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袁来敏 《有色金属(选矿部分)》2014,(3):14-17,66
某硫化铅锌矿含铅锌原矿品位低、嵌布粒度细、伴生关系复杂。通过多种方案的比较,采用优先浮选抑锌浮铅的选别流程,试验采用乙硫氮作为优先选铅的捕收剂,石灰作为调整剂以及黄铁矿的抑制剂,硫酸锌和亚硫酸钠作为闪锌矿的抑制剂,之后利用硫酸铜作为闪锌矿的活化剂,用丁基黄药作为捕收剂来实现铅与锌的有效分离。试验获得铅精矿含铅51.00%、铅回收率86.63%、含银518 g/t、银回收率47.41%,锌精矿含锌51.20%、锌回收率85.27%、含银234 g/t、银回收率38.38%。 相似文献
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针对青海某复杂难选铜铁矿石矿物交生关系密切和嵌布粒度细小的特性, 采用细磨-弱磁-脱泥-浮选工艺综合回收铜和铁, 获得最终铁精矿产率为8.60%, 铁品位为63.85%, 回收率为14.51%, 铜精矿产率4.66%, 铜品位为18.54%, 回收率69.33%的综合指标。 相似文献
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云南某铜铅锌多金属矿石选矿试验研究 总被引:1,自引:0,他引:1
云南某铜铅锌多金属矿石铜、铅、锌含量分别为1.08%、1.51%、2.36%。为开发利用该矿石,对其进行了选矿试验研究。结果表明:原矿磨细至-0.075 mm占72.50%,以硫酸锌+EMT-12为抑制剂、EMS-602为捕收剂经1粗3精1扫优先选铜,选铜尾矿以石灰为调整剂、硫酸锌+EMT-12为抑制剂、EMS-001为捕收剂经1粗3精1扫选铅,选铅尾矿以硫酸铜为活化剂、丁基黄药+乙基黄药为捕收剂经1粗3精1扫选锌、选锌尾矿以EMH104+硫酸铜为活化剂、丁基黄药为捕收剂经1粗1扫选硫,可以得到铜品位为20.33%、回收率为86.29%的铜精矿,铅品位为55.68%、回收率为84.35%的铅精矿,锌品位为46.83%、回收率为86.97%的锌精矿,硫品位为38.96%、回收率为71.92%的硫精矿,达到了对铜、铅、锌、硫综合回收的目的。 相似文献
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为充分了解某硫化铜矿矿石性质,制定合理的选别工艺流程,利用化学多元素分析、化学物相分析、光学显微镜及MLA(矿物特征自动定量分析仪)等综合手段,对矿石化学成分、矿物组成、主要有用元素的赋存状态以及主要矿物的嵌布特征等进行分析研究。结果表明,该矿石主要目的元素为Cu,品位为1.08%,伴生稀贵金属元素金、银品位分别为0.33 g/t和12.07 g/t。黄铜矿为主要含铜矿物,其嵌布粒度不均匀,以中细粒嵌布为主,且与脉石矿物及其他金属矿物共生关系复杂,需在选矿中细磨以实现单体解离。伴生金元素主要以自然金的形式存在,且嵌布粒度较细,共生关系复杂,采用常规选矿方法回收难度大;伴生银元素分布较分散,在独立矿物硫银铋矿中的分配率较低,独立回收难度较大。根据以上结果,建议采用“铜硫混浮-铜硫分离”的选矿工艺流程,并对铜硫混合粗精矿再磨后进行铜硫分离,银可在铜、硫精矿中计价回收,金则需采取化学选矿的方法进行回收。 相似文献
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安徽铜陵某铜硫矿浮选厂处理的原矿含铜0.34%,其中硫化铜占近93%,含硫31.26%,属于高硫低铜硫化矿。选厂铜回收率长期维持在82%-84%,明显低于原矿中硫化铜理论回收率,为提升该矿石中铜的回收,本文开展磨矿细度优化,以及复合酯类捕收剂强化铜浮选的试验研究。结果表明,在磨矿细度-74 μm占75%,使用复合酯类捕收剂的条件下,小型闭路试验获得铜精矿铜品位为16.43%,铜回收率达到94.07%的指标,较现场指标分别提高1个和9个百分点;通过对小试和现场产品的粒级组成深入分析得到,现场磨矿细度不足,磨矿产品粒度组成不均匀是造成铜损失在尾矿的关键原因。同时,小试结果证明使用新型复合酯类捕收剂可强化微细粒铜矿物的回收。这为选厂在实际生产中提升指标提供了科学的方向和依据。 相似文献