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甘肃某铜铁矿因入选矿石性质变化,浮选铜回收率由85%显著降低至70%左右.文章以工艺矿物学研究为基础,优化了铜浮选工艺过程,筛选出合适的浮选工艺参数.试验表明:因出矿中段矿石性质变化,铜氧化率由原来的15%左右升至37.92%,结合氧化铜为23.51%,且有用矿物结晶粒度更细、嵌布关系更为复杂.通过优化石灰用量,添加羟肟酸盐强化氧化铜矿的捕收,并合理调整原有浮选药剂,浮选闭路试验获得了铜精矿品位20.19%、铜回收率80.4%的较好指标,提高铜回收率超过10%. 相似文献
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难选氧化铜矿的浮选试验研究 总被引:5,自引:0,他引:5
针对某难选氧化铜矿石氧化率和结合率高,原矿品位低,脉石矿以钙镁含量高的碳酸盐碱性为主的特点,考查了不同的捕收剂回收氧化铜的效果,表明采用提高磨矿细度。组合捕收剂,深化活度,强化连生体和细粒铜矿物的有效选别,在保证铜精矿品位波动不大的情况下,提高选矿回收率7.82%,选矿工艺流程简单易行,具有应用价值。 相似文献
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氧化铜矿的浮选研究与应用 总被引:4,自引:2,他引:2
试验室试验表明采用新药剂D2 和Na2 S作为红河氧化铜矿活化剂 ,均能取得铜精矿含Cu >2 0 % ,回收率达到 80 %的良好指标。生产实践表明 ,鉴于含泥因素 ,采用D2 药剂和硫化钠混合添加的工艺方案 ,使生产指标更加理想 ,操作更加稳定 相似文献
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某氧化铜矿氧化率高、铜矿物种类多、可浮性差异大、粘土矿物含量高,回收难度大。根据矿石性质特点采用先硫后氧浮选工艺,优先浮选硫化铜,尾矿采用异步浮选先回收易浮氧化铜,后浮难浮氧化铜,最大限度地提高氧化铜的回收率。原矿在65%-74μm的细度条件下,硫化铜浮选采用碳酸钠作为调整剂,200#作为捕收剂,通过一粗三精一扫获得硫化铜精矿含铜25.34%,铜的回收率31.16%;氧化铜浮选采用硫化钠作为硫化剂,硫酸铵作为催化剂,丁黄药和水杨羟肟酸的组合捕收剂,通过两粗三精一扫获得氧化铜精矿含铜35.06%,铜的回收率54.25%;铜总回收率达到85.41%。 相似文献
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某氧化铜矿石铜品位为1.24%,自由氧化铜分布率占93.65%.针对该矿石性质,进行了浮选工艺研究,考察了磨矿细度、药剂用量等工艺条件对选别指标的影响.结果表明:在磨矿细度-0.074 mm占70%,硫化钠和硫酸铵作为硫化剂,异戊基黄药和苯甲基羟戊酸作为捕收剂的条件下,原矿经两次粗选、两次精选、两次扫选浮选流程,中矿集... 相似文献
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针对新疆喀什某氧化铜矿石含铜品位低且氧化率较高,用常规氧化铜矿浮选药剂及流程,铜精矿品位和回收率较低,试验研究证明采用分批硫化、分段加药试验流程,选择硫化剂硫化钠,组合捕收剂25#黑药、戊基黄药、B130铜尾矿含铜有所降低,铜回收率大幅度提高,获得了较为理想试验指标。 相似文献
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针对西藏某大型选矿厂在处理高海拔复杂氧化铜浮选精矿时存在品位不合格、回收率不理想的问题,对矿物开展工艺矿物学研究,基于此开展磨矿细度及浮选药剂制度优化试验。工艺矿物学研究表明:原矿铜氧化率为36.80%,其中结合氧化铜占16.59%,铜品位为0.51%,金品位为0.25×10-6,银品位为14.24×10-6,矿石中含铜量较高的次生铜矿物砷黝铜矿多与黄铁矿连生或共生,影响到铜精矿的质量和铜的回收率;矿石中含有一定的白云母、长石、石膏和方解石等,在磨矿过程中极易产生泥化现象,影响铜矿物上浮。为此现场在选矿中通过添加大量石灰,利用高碱度和新型药剂T506来抑制黄铁矿的上浮。试验室闭路试验表明:采用现场一粗三扫三精浮选流程,在粗选作业段采用新型抑制剂T506替代部分石灰,并适当增加Na2S用量,精选作业段在pH=11的基础上适量增加T506用量,可获得精矿铜品位为19.72%,金品位为2.66×10-6,银品位300.36×10-6,铜回收率为65.50%,金回收率为18.36%,银回收率为35.92%的试验指标。精矿品位较现场生产条件提高了9.18%,铜选矿作业回收率提高了4.87%。 相似文献
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选取某难选氧化铜矿为对象,进行超声波助浸试验,当超声波发生器振幅为70%、助浸时间为15min时,铜浸出率为59.35%。超声波助浸较传统搅拌酸浸,浸出时间缩短了7倍,铜浸出率提高了4.95个百分点。采用超声波助浸—浸渣浮选新工艺处理该氧化铜矿,获得了闭路铜总回率90.91%的较好指标。 相似文献
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新疆某铜矿石中铜的含量为2.11%,其中硫化铜占36.49%,氧化铜占63.51%,属于氧化铜矿石。矿石中可供综合回收的是Ag,Ag可随铜精矿产品一起回收。在氧化铜浮选试验部分,采用活化剂HN-7,有效地增加了氧化铜矿石的可浮性,提高了氧化铜的回收率。氧化铜浮选闭路试验指标为:氧化铜精矿中铜品位为26.87%,铜作业回收率为77.34%,含Ag 334.06 g/t,Ag作业回收率为64.57%。 相似文献