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相似文献
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1.
对西藏某含钼混合铜矿石进行选矿试验研究,针对氧化铜矿物的特性,使用螯合捕收剂B-135,采用的硫、氧混合浮选工艺使铜的回收率从77%提高至80%,同时采用铜钼混合浮选—精矿抑铜浮钼工艺流程,获得含铜20%、回收率79%的铜精矿和含钼48%、回收率87%的钼精矿。本研究使硫、氧混合浮选工艺在选别含钼混合铜矿石中得到了应用。  相似文献   

2.
西藏玉龙氧硫混合铜矿选矿试验研究   总被引:5,自引:1,他引:4  
针对玉龙氧硫混合铜矿黄铁矿含量高、氧化率较高、次生铜含量大、易泥化脉石含量高、矿石性质复杂等特点,开展了多种流程结构的选矿试验及生物浸出试验。通过试验结果对比,推荐采用部分铜硫混合浮选-铜硫分离浮选工艺,可得到铜精矿铜品位19.54%,铜回收率82.07%的较好技术指标。  相似文献   

3.
云南河口铜矿石含Cu 0.59%、S 4.57%、Fe 26.98%,属伴生硫铁的低品位硫化铜矿石,铜、硫、铁在矿石中分别主要以黄铜矿、黄铁矿、磁铁矿形式存在,但有少部分黄铜矿与黄铁矿形成固熔体。采用铜硫混合浮选-铜硫分离浮选-浮选尾矿弱磁选工艺对该矿石进行综合回收铜、硫、铁的选矿试验,得到了铜品位为18.03%、铜回收率为93.07%的铜精矿,硫品位为52.02%、硫回收率为56.34%的硫精矿和铁品位为61.90%、铁回收率为27.38%的铁精矿,从而为该矿石的合理开发利用提供了技术依据。  相似文献   

4.
冬瓜山铜矿石浮选新工艺新程研究   总被引:4,自引:1,他引:3  
阐述了冬瓜山铜矿石选矿分离工艺流程的研究过程。采用先浮选滑石,铜硫部分优先混合浮选分离新工艺流程处理该铜矿石,可以取得铜品位2220%,含金348g/t、含银5252g/t的铜精矿。铜、金、银回收率分别为8805%、硫5175%和6452%。同时综合回收了矿石中的黄铁矿和磁黄铁矿,硫精矿中硫品位3565%,回收率8445%。可见,所制定的浮选工艺流程是合理的。文中对影响铜硫浮选的主要因素进行了讨论  相似文献   

5.
新疆某低品位钼矿石钼品位仅0.076%。矿石中除钼外,还伴生含量为0.033%的铜和含量为1.232%的硫。虽然钼、铜、硫主要以辉铜矿、黄铜矿、黄铁矿形式存在,但它们共生关系密切,分离困难。根据矿石性质开展综合回收钼、铜、硫的选矿试验,首先将原矿粗磨至-0.074 mm占85%后进行钼铜硫的混合浮选,然后将钼铜硫混合精矿细磨至-0.043 mm占95%后进行钼铜与硫的分离浮选,最后对钼铜混合精矿进行钼与铜的分离浮选,并在钼铜硫混合浮选过程中使用新型捕收剂GZW101和新型抑制剂GTS、在钼铜分离浮选过程中使用新型抑制剂GLN,最终获得了钼品位为47.03%、钼回收率为73.20%的钼精矿以及铜品位为14.89%、铜回收率为77.26%的铜精矿和硫品位为54.26%、硫回收率为88.94%的硫精矿,从而为该矿石的高效利用提供了依据。  相似文献   

6.
我厂处理的是接触变质带高中温热液交代矿床的矿石。主要有用矿物为黄铜矿、磁黄铁矿和磁铁矿。选矿原则流程为铜、硫依次优先浮选,硫尾矿选铁,铁精矿再脱硫。铜浮选尾矿的分析结果见表1。浮选铜时,加入石灰抑制硫化铁使其尾  相似文献   

7.
西藏桑日混合铜矿石选矿试验研究及工业应用   总被引:3,自引:2,他引:3  
在混合铜矿浮选时,添加螯合捕收剂B130,不但能减少硫化钠用量,而且能硫氧混选,简化选矿工艺流程,提高选矿厂的技术经济指标。桑日铜矿的选矿闭路试验和生产应用结果表明,B130对氧化铜矿物具有较强的捕收能力,它和黄药混用能产生协同效应,与传统硫化-黄药法相比,在铜精矿品位相当的情况下,可提高铜回收率6%左右,金回收率11%左右。  相似文献   

8.
对湖南某Cu品位0.11%、S品位12.85%的高硫低品位铜矿进行了选矿试验研究.采用磁选?浮选联合工艺,先磁选脱除大部分磁黄铁矿,降低其对后续铜回收的影响,再经过一粗一扫两精铜浮选,最终获得了铜品位25.48%、铜回收率71.31%的铜精矿.  相似文献   

9.
某高铁铜矿选矿试验研究   总被引:2,自引:0,他引:2  
涂玉国  汤优优  雷霆  张汉平 《矿冶》2011,20(3):42-46
针对某高铁铜矿考察了原矿性质,并根据原矿性质特点进行选矿试验研究,分别进行了优先浮选和混合浮选两种方案的试验,优先浮选试验得到铜精矿品位为22.21%,回收率为95.47%。混合浮选中考察了浮选和磁选两种铜硫分离方法,得到铜精矿品位分别为23.56%和22.87%,回收率分别为97.62%和97.34%。对试验的各个方案进行了比较说明,确定了混合浮选—铜硫磁选分离的最佳试验方案。  相似文献   

10.
朝鲜某铜矿含铜1.14%,含硫8.01%。为开发利用该矿产资源,进行了详细的选矿工艺研究。针对该矿石含有水溶铜及大量易浮脉石,采用铜硫混合浮选工艺,获得了较好的选矿指标。获得了铜品位24.30%,回收率84.41%的铜精矿。  相似文献   

11.
为了实现某氧硫混合型铜矿的高效回收,产出合格的硫化铜精矿和氧化铜精矿。根据矿石性质和浮选工艺特点,采用先浮选硫化铜矿物,然后在硫化条件下浮选氧化铜矿物的选矿原则流程。针对该流程,分别开展了硫化铜矿物和氧化铜矿物的浮选条件试验,获得了最佳工艺参数,并进行了浮选闭路试验。试验结果表明,以丁基黄药和Z-200的组合作为硫化铜物的捕收剂,以NaHS作为氧化铜矿物的硫化剂、戊基黄药作为氧化铜物的捕收剂,硫化铜矿物浮选采用一粗两扫两精的选别流程,氧化铜矿物浮选采用一粗两扫两精+两精扫的选别流程,可以获得Cu品位为22.72%、Cu回收率为64.12%的硫化铜精矿和Cu品位为25.15%,Cu回收率为20.00%的氧化铜精矿,研究结果为同类型的铜矿开发提供了数据支持和技术参考。  相似文献   

12.
邹勤  龙冰  雷小明  杨长安  刘诚 《金属矿山》2020,49(9):111-117
国外某低品位铜锌硫化矿矿床属于矽卡岩型,为确定该矿石中有价金属开发利用的可行性,进行了选矿试验。研究表明,矿石中铜品位为0.38%,锌品位为1.26%,针对矿样组成特性,确定了优先浮选铜, 选铜后的尾矿再浮选锌的工艺流程处理该硫化矿矿石。在磨矿细度为-0.074 mm占74.60%的条件下,选用石灰为矿浆pH调整剂,硫酸锌和亚硫酸钠为组合抑制剂,Z-200为捕收剂优先浮选硫化铜矿物;对选铜尾矿继续 采用石灰调节矿浆pH值,硫酸铜活化被抑制的锌矿物,丁基黄药为捕收剂浮选硫化锌矿物的药剂方案,经“2粗2精”选铜、“1粗3精2扫”选锌的闭路试验,最终获得铜精矿铜品位和回收率分别为22.55%、85.19%和锌 精矿锌品位和回收率分别为44.83%、74.36%,有效地实现了铜锌硫化矿的分离与回收,为国外该类型硫化矿矿石的开发利用提供依据。  相似文献   

13.
某复杂铜锌硫化矿高效浮选分离新工艺研究   总被引:2,自引:1,他引:1  
苏建芳  黄红军  孙伟 《矿冶工程》2012,(3):40-43,47
在铁闪锌矿和黄铜矿两种单矿物浮选试验的基础上,针对某复杂铜锌硫化矿石的原矿性质,用石灰抑制含铁矿物,硫酸锌抑制含锌矿物,丁黄药和2-巯基苯骈噻唑的混合药剂捕收含铜矿物,可以实现铜锌矿物的高效浮选分离。在开路试验基础上进行了实验室小型闭路试验,可获得铜精矿品位22.09%、铜回收率92.11%,锌精矿品位49.13%、锌回收率73.33%的选别指标。  相似文献   

14.
刘方华 《金属矿山》2019,48(11):73-78
国外某沉积岩型硫氧混合铜矿石铜品位为2.96%,为确定该矿石的合理开发利用工艺,在工艺矿物学研究的基础上进行了选矿试验研究。结果表明:①矿石中的主要铜矿物有辉铜矿、赤铜矿、孔雀石、硅孔雀石,主要脉石矿物有石英、方解石、白云石;辉铜矿、赤铜矿的嵌布粒度一般在0.02~0.30 mm,孔雀石、硅孔雀石的嵌布粒度主要为0.02~1.20 mm;硫化铜占总铜的60.14%,氧化铜占39.86%。②原矿在磨矿细度为-0.074 mm占73.60%的情况下,先以丁基黄药+乙基黄药为组合捕收剂采用2粗2精1扫流程浮选硫化铜矿物,再以硫化钠为硫化剂、丁基黄药+烷基羟肟酸为捕收剂采用1粗3精2扫流程浮选氧化铜矿物,获得了Cu品位为46.92%、回收率为71.57%的硫化铜精矿和Cu品位为29.23%、回收率为16.08%的氧化铜精矿,总精矿Cu品位为42.17%、回收率为87.65%,选别指标较好。  相似文献   

15.
刘方华 《金属矿山》2020,48(11):73-78
国外某沉积岩型硫氧混合铜矿石铜品位为2.96%,为确定该矿石的合理开发利用工艺,在工艺矿物学研究的基础上进行了选矿试验研究。结果表明:①矿石中的主要铜矿物有辉铜矿、赤铜矿、孔雀石、硅孔雀石,主要脉石矿物有石英、方解石、白云石;辉铜矿、赤铜矿的嵌布粒度一般在0.02~0.30 mm,孔雀石、硅孔雀石的嵌布粒度主要为0.02~1.20 mm;硫化铜占总铜的60.14%,氧化铜占39.86%。②原矿在磨矿细度为-0.074 mm占73.60%的情况下,先以丁基黄药+乙基黄药为组合捕收剂采用2粗2精1扫流程浮选硫化铜矿物,再以硫化钠为硫化剂、丁基黄药+烷基羟肟酸为捕收剂采用1粗3精2扫流程浮选氧化铜矿物,获得了Cu品位为46.92%、回收率为71.57%的硫化铜精矿和Cu品位为29.23%、回收率为16.08%的氧化铜精矿,总精矿Cu品位为42.17%、回收率为87.65%,选别指标较好。  相似文献   

16.
根据新疆某硫化铜镍矿矿石的工艺矿物学特性,进行了详细的选矿试验研究,采用一粗一精两扫、中矿顺序返回的铜镍混合浮选流程,使用碳酸钠做pH调整剂,六偏磷酸钠做分散剂,羧甲基纤维素做抑制剂,混合黄药做捕收剂,处理该矿石,得到了混合精矿含镍10.89%、含铜4.27%,镍回收率81.61%、铜回收率85.03%的指标,氧化镁含量低于6.8%,产品质量符合冶炼要求。对六偏磷酸钠和羧甲基纤维素在硫化铜镍矿浮选中的作用机理进行了分析,结果表明六偏磷酸钠能分散蛇纹石与硫化矿物,降低蛇纹石对硫化矿物浮选的影响,而羧甲基纤维素能抑制含镁硅酸盐矿物的上浮,实现硫化矿物与含镁硅酸盐脉石的浮选分离。因此,在含有多种镁硅酸盐脉石矿物的硫化铜镍矿中同时使用六偏磷酸钠和羧甲基纤维素是该类矿石高效利用的关键。  相似文献   

17.
新疆瑞伦某铜镍硫化矿原矿含铜0.14%,含镍0.51%,属于高镍低铜硫化铜镍矿。原矿中铜品位较低,同时含有大量易泥化的滑石、蛇纹石等脉石矿物,给该铜镍矿的高效回收带来不利影响。为高效开发利用该铜镍硫化矿石,进行了系统的选矿工艺研究。实验室小型闭路试验结果表明:在磨矿细度为-74 μm占75%,以碳酸钠为pH调整剂,硫酸铜为活化剂,水玻璃和CMC为抑制剂,Z-200、丁铵、丁黄和戊黄为捕收剂的条件下,经2粗4精3扫铜镍混合浮选,铜镍混合精矿以石灰为pH调整剂、Z-200为捕收剂、BK-204为起泡剂,可获得含铜26.12%、含镍0.55%,铜回收率76.49%、镍回收率0.44%的铜精矿,含镍10.42%、含铜0.39%,镍回收率73.14%、铜回收率9.97%,MgO降至5.88%的镍精矿。试验解决了镍精矿中氧化镁杂质含量较高的问题,提高了精矿质量,可以为现场生产提供理论依据。  相似文献   

18.
内蒙古某含银铜矿石,由于其铜氧化率达20.16%,采用常规浮选工艺回收率较低。针对这种情况,采用优先浮选硫化铜后浮选氧化铜的原则流程,以丁基黄药与Z200质量比为3 GA6FA 1的组合捕收剂为硫化铜的捕收剂,以Na2S为氧化铜调整剂,采用丁基黄药与羟肟酸钠混合捕收剂为氧化铜捕收剂。在磨矿细度为-0.074 mm占80%的条件下进行闭路试验,硫化铜经1次粗选和2次扫选,氧化铜经1次粗选1次扫选,所获得的硫化铜和氧化铜粗精矿混合产物经过4次精选,最终可获得铜品位为19.18%、银品位为2 308 g/t,铜回收率为80.90%、银回收率为81.03%的铜精矿产品。   相似文献   

19.
玻利维亚劳拉力矿区某铜矿含Cu 3.98%,铜矿物主要为孔雀石,Cu氧化率达98.49%、结合率达20.10%,为高品位难选氧化铜矿。针对矿石的性质特点,提出了"硫化钠与硫酸铵协同活化、水玻璃与硫酸铵联合分散、异戊基黄药与羟肟酸强化捕收"的活化浮选方案,并考察了主要因素的影响。结果表明:活化浮选的最佳条件为水玻璃用量300 g/t、硫化钠用量800 g/t、硫酸铵用量800 g/t、异戊基黄药用量120 g/t、羟肟酸用量60 g/t;在最佳条件下,经过"一粗—一精—两扫"的活化浮选工艺,获得了良好的技术指标,精矿Cu品位达27.07%、回收率达86.38%。   相似文献   

20.
东川某铜锌多金属矿石含铜1.12%、锌1.23%,锌主要以闪锌矿的形式存在,铜主要以氧化铜的形式存在,氧化率较高。为确定该矿石的选矿工艺流程,对其进行了浮选试验。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占60%的情况下,以异丁基黄药为捕收剂,经1粗1扫2精流程选锌,选锌尾矿再磨至-0.074 mm占94%的情况下,以硫化钠+硫酸铵为活化剂,异丁基黄药为捕收剂,经1粗1扫3精流程选铜,可获得锌品位为40.02%、锌回收率为80.37%的锌精矿,以及铜品位分别为35.21%、铜回收率为81.42%的铜精矿。  相似文献   

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