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铁品位为26.06%的铜硫浮选尾矿中残存有少量难浮磁黄铁矿,弱磁选回收其中的磁铁矿时,该部分磁黄铁矿因磁性较强而进入铁精矿中,导致铁精矿硫含量严重超标。为了获得合格铁精矿,对铜硫浮选尾矿弱磁选铁精矿进行了反浮选脱硫试验研究。结果表明,采用1粗1精1扫、中矿顺序返回闭路流程处理铁品位为63.14%、硫含量达2.05%弱磁选精矿,最终获得了铁品位为64.53%、含硫0.28%、铁回收率为47.09%的合格铁精矿。弱磁选铁精矿反浮选脱硫效果良好,可作为现场改造的依据。 相似文献
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对广东某低铜高硫含钨铜硫矿进行了选矿小型试验研究。采用磁选-浮选联合流程, 原矿磨矿至-0.074 mm粒级占75%后进行弱磁选, 弱磁尾矿选铜, 选铜尾矿再浮硫, 最终可获得硫品位37.10%、硫回收率38.11%、铁品位56.64%的磁性精矿, 铜品位18.81%、铜回收率88.38%的铜精矿和硫品位42.35%、硫回收率53.04%的硫精矿。 相似文献
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某含铜高硫磁铁矿石选矿试验 总被引:1,自引:0,他引:1
针对某磁铁矿石中含铜且磁黄铁矿含量高的特点,采用弱磁选-弱磁选精矿反浮选脱硫-弱磁选尾矿浮铜工艺进行选矿试验,获得了铁品位为66.85%,铁回收率为67.82%,硫含量仅0.20%的铁精矿和铜品位为23.40%,铜回收率为64.06%的铜精矿以及硫品位为23.05%的附加产品硫精矿,实现了铁、铜、硫的综合回收。草酸对磁黄铁矿的选择性活化作用和新型捕收剂CYS对磁黄铁矿的强捕收能力是磁铁矿与磁黄铁矿得以高效分离的关键。 相似文献
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安徽某低铜高硫磁铁矿石属嵌布关系复杂的多金属矿石。为了开发利用该矿石,采用优先选铜—活化浮硫—弱磁选选铁—铁精矿反浮选脱硫原则流程进行了选矿试验。结果表明,铁品位为46.62%、铜品位为0.32%、硫品位为20.56%的矿石采用1粗2精1扫浮铜、1粗1精2扫浮硫、1次弱磁选铁、弱磁选铁精矿1粗1精反浮选脱硫流程处理,最终获得了铜品位为17.09%、回收率为78.64%的铜精矿,铁品位为67.35%、回收率为41.16%、含硫0.28%的铁精矿,以及硫品位为43.69%、回收率为88.79%的硫精矿。该试验结论可作为选矿厂设计的依据。 相似文献
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论述了新桥低铜高硫磁铁矿采用等可浮选铜、铜尾浮选硫、硫尾选铁的流程,取得了较好的选别指标,添加亚硫酸纳对提高选铜指标有显著效果。 相似文献
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在查明各矿物赋存状态和分析研究的基础上确定先浮后磁工艺流程,综合回收矿石中的铜、铁和硫,获得铜品位25.20%、铜回收率73.11%铜精矿,铁品位70.94%、铁回收率87.54%的铁精矿以及硫品位43.75%、硫回收率57.77%的硫精矿. 相似文献
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斑岩型铜钼矿是当前提取铜、钼的重要资源,其中铜矿物主要以黄铜矿为主,钼矿物一般以辉钼矿的形式存在。该类矿石中辉钼矿多与黄铜矿、黄铁矿密切共生,此外,由于辉钼矿与黄铜矿的可浮性相似,因此从铜钼矿石中回收辉钼矿难度较大,工艺也较为复杂。本文研究对象为云南某斑岩型铜钼矿,其主要矿物为黄铜矿与辉钼矿,嵌布粒度较细。对该矿进行的选矿工艺研究表明,矿石经过原矿粗磨,粗精矿再磨,1粗2精2扫、中矿顺序返回进行铜钼混浮;铜钼精矿进行脱药再磨,1粗5精1扫、中矿顺序返回进行铜钼分离,最终得到了铜品位25.91%,铜精矿回收率78.68%,钼品位45.79%,钼精矿回收率77.49%的良好指标,有效实现了铜钼分离、铜钼回收的目的,对实际工业生产中同类矿石的分选利用有着积极的指导作用,对我国铜钼矿资源的综合利用亦有着重要意义。 相似文献
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国外某高硫低锌尾矿中含锌2.69%、含硫47.08%,脉石矿物主要为滑石并且含有大量黄铁矿,硫含量过高是导致该矿石浮选指标差的主要原因。实验室通过条件试验指出石灰用量不足、硫酸铜用量过大导致现场精矿Zn品位低,并通过调整药剂用量、使用组合捕收剂以及添加黄铁矿辅助抑制剂Kg-1显著提高了精矿Zn品位。在最佳药剂制度下,采用一粗三精一扫,中矿按顺序返回的闭路流程,其中扫选不添加石灰,其他药剂减半,三次精选均添加石灰500 g/t调节矿浆pH值,最终试验获得的闭路锌精矿产品中Zn品位为42.86%、Zn回收率为71.93%,达到选厂要求浮选指标,实现了对该高硫低锌尾矿锌的高效回收利用。通过闭路试验探究有无Kg-1的添加对闭路锌精矿Zn品位的影响,试验结果指出Kg-1的引入能有效阻碍浮选过程中黄铁矿的上浮,显著提高锌精矿Zn品位。相对于未加Kg-1的闭路试验,锌精矿Zn品位提升13.76%,说明Kg-1是一种有效的黄铁矿抑制剂。Kg-1是一种有机小分子抑制剂,其分子头基有硫亲固原子,通过水解产生R-CSS-,能与被硫酸铜活化的黄铁矿表面的Cu2+和F... 相似文献
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为给安徽某铜矿资源合理开发利用提供依据,对其进行了工艺矿物学研究。结果表明:矿石中可回收的主要矿物为黄铜矿、磁黄铁矿、黄铁矿、磁铁矿,伴生金、银可综合回收,脉石矿物主要为石榴石、石英、辉石、滑石等;矿石结构主要有自形-半自形晶粒结构、交代结构、他形晶粒结构,可见填隙结构、星点状结构;矿石构造主要有块状构造、浸染状构造、条纹(条带)状构造、角砾状构造;黄铜矿常呈他形粒状浸染于脉石矿物间隙,部分与黄铁矿、磁黄铁矿、磁铁矿等紧密堆积共生,以中细粒嵌布为主;磁铁矿多呈不规则块状或短条带状集合体形式嵌布,部分沿磁黄铁矿等硫化矿物边缘交代共生;黄铜矿嵌布粒度大小不一,+75 μm占8.19%,-13.5 μm占25.17%,宜采用阶段磨选工艺回收。 相似文献
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西藏某浸染状次生硫化铜矿石铜品位为1.86%,原生硫化铜占总铜的15.05%,次生硫化铜占总铜的76.88%,主要铜矿物为斑铜矿、黄铜矿,其他金属矿物有黄铁矿、磁黄铁矿等;脉石矿物以石榴石、辉石、石英等为主。为了确定该矿石中铜、金的适宜回收工艺,进行了选矿试验。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占70%的情况下进行1粗2精快速浮选,1粗2扫常规浮选,快速精选1尾矿与常规粗选精矿合并再磨至-0.038 mm占80%的情况下进行1粗2精2扫铜硫分离,获得的快速浮选精矿铜品位为27.05%、金品位为8.28 g/t,铜、金回收率分别为60.79%、50.90%;常规浮选铜精矿铜品位为17.06%、金品位为5.02 g/t,铜、金回收率分别为29.81%、23.99%。快速浮选+常规浮选、快速精选1尾矿与常规浮选粗精矿再磨再选工艺流程既能避免铜矿物的过磨,保证铜的回收率,又可得到较高品位的铜精矿,获得较好的铜、金回收指标。 相似文献
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为给山西某铁矿大规模开发利用矿区内的低铁含硫矿石提供技术方案,在完成矿石性质分析的基础上进行了选矿工艺研究。结果表明:①矿石中的铁以磁性铁和硅酸铁为主,分别占总铁的54.46%和36.52%,赤褐铁仅占总铁的2.81%,因此,该矿石宜采用弱磁选工艺回收,但铁回收率不高;②采用大块(-75 mm)中磁干抛-粉矿(-12 mm)弱磁干式预选-一段磨矿(-200目55%)-弱磁粗选-粗精矿二段磨矿(-200目95%)-2次弱磁精选-1粗1精脱硫反浮选流程处理铁品位为20.54%、硫含量为0.763%的铁矿石,获得了铁品位为69.65%、铁回收率为48.63%、硫含量为0.09%的铁精矿,硫品位为24.93%、硫回收率为27.77%的含硫杂质可作为硫精矿出售。 相似文献
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山东某低品位铜钼矿石选矿试验 总被引:3,自引:0,他引:3
山东某斑岩型铜钼矿石铜钼品位较低,硫化铜、硫化钼占总铜、总钼量的90%以上。对该矿石进行了铜钼回收工艺技术条件研究。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占65%的条件下进行铜钼混合浮选预抛尾,铜钼混合精矿再磨至-0.043 mm占80%的情况下进行铜钼分离浮选,最终获得了铜品位为20.34%、回收率为90.23%的铜精矿,钼品位为50.33%、回收率为87.53%的钼精矿。 相似文献
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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
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内蒙某磁黄铁矿型硫化铜矿选矿试验 总被引:2,自引:0,他引:2
内蒙某磁黄铁矿型硫化铜矿由于采出矿石硫品位不断升高,给铜硫综合回收带来了不利影响。为此,对铜硫综合回收工艺及技术条件进行了研究,结果表明,在磨矿产品细度为-74 μm占75%,以QP-03为铜矿物捕收剂、X为浮铜尾矿中硫的活化剂,采用1粗2精1扫浮铜、1粗1精1扫选硫、中矿顺序返回的优先浮选闭路流程处理该矿石,可以获得铜品位为20.81%、回收率为92.97%、含硫38.81%的铜精矿,以及硫品位为34.37%、回收率为52.49%、含铜0.34%的硫精矿。 相似文献