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对河南某含金银硫化铜矿开展了工艺矿物学和选矿试验研究。结果表明:矿石中主要有用元素铜含量为0.82%,伴生的有益组分为硫、金和银,主要有用金属矿物为黄铜矿、辉铜矿和黄铁矿,脉石矿物主要为石英。试验以新型药剂TB1021为铜硫分离捕收剂,采用混合浮选—铜硫分离工艺获得铜精矿和硫精矿,硫精矿再经摇床重选回收部分微细粒铜精矿。混合浮选采用丁基黄药和丁铵黑药组合捕收剂,总药剂用量为120 g/t,采用一粗两精三扫工艺流程;铜硫分离浮选采用新型捕收剂TB1021,采用一粗三精三扫工艺流程。最终获得铜品位为15.21%、铜回收率为80.13%,金品位为3.02 g/t、金回收率为66.51%,银品位为160.43 g/t、银回收率为41.82%的铜精矿,以及硫品位为49.13%、回收率为54.34%的硫精矿。 相似文献
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《云南冶金》2019,(6)
国外某铜矿中黄铜矿与黄铁矿紧密共生,金、银主要以类质同象状态及超显微包裹赋存于黄铜矿中,为综合回收其中的伴生金和银,同时尽可能提高铜的回收水平,依次进行了探索试验、药剂种类和用量试验、再磨试验以及闭路试验。结果表明:原矿经磨矿后采用两粗三精一扫闭路浮选工艺流程,粗精矿再磨,粗磨细度-0.074 mm占75%,石灰作为脉石抑制剂和p H调整剂,再磨细度-0.043 mm占90%,亚硫酸钠和硫酸锌作为抑制剂,2~#油作为起泡剂,可获得铜、金、银品位分别为15.09%、3.40 g/t、396.60 g/t,回收率分别为90.56%、63.37%、74.79%的铜精矿。 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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某斑岩型铜矿原矿中含铜品位为1.28%,是主要回收的元素,伴生金品位0.01g/t,金品位较低难以回收,银品位3.22g/t,可综合回收。主要铜矿物为辉铜矿和黄铜矿;主要铁矿物为磁黄铁矿,磁铁矿、铁闪锌矿和铅铁矾等,其它铁矿物的矿物量很小。脉石矿物主要是长石、石英、金红石和云母,还有少量的锆石、方解石和石膏。银以三种形式存在:以显微包体的形式、以类质同象形式和包体或连生体形式存在。为提高铜精矿中银的回收率,最大程度实现银资源的回收利用,确定该矿石最佳的药剂制度和选矿工艺流程,开展了系统地选矿试验研究。结果表明,采用Z-200和酯105组合捕收剂选铜,石灰做为调整剂,2号油做为起泡剂,固定磨矿细度-200目占55%。经一次粗选、二次扫选、一次精选,最终获得铜精矿品位22.25%、铜回收率93.94%,铜精矿中含银55.21g/t、银回收率87.87%的试验指标。 相似文献
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某含硫铜铁矿磁黄铁矿含量较高,使用常规抑制剂石灰抑制硫,铁精矿中硫含量超标。原矿中铜品位0.35%,铁品位28.95%,硫品位9.84%,铜大部分以黄铜矿形式存在,还含有少量的墨铜矿,铁主要以磁铁矿形式存在。使用新型抑制剂WDF-3作抑制剂,不仅能较好的抑制硫,而且后续铁精矿降硫时,较易被活化脱除。采用先浮选铜→浮选尾矿磁选→磁选粗精矿再磨再选→铁精矿浮选硫,中矿依次返回的闭路试验流程,获得铜精矿中Cu品位19.58%,回收率为74.05%,硫精矿中S品位50.21%,回收率81.59%,铁精矿中Fe品位64.89%,回收率53.87%,获得较好的选别指标。 相似文献
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针对硫精矿中的含硫矿物主要为黄铁矿和磁黄铁矿,同时伴生有微细粒级嵌布黄铜矿、铋矿物和金银贵金属矿物,根据各有价矿物性质,开展磁-浮相结合的联合选矿工艺研究,同时选择以上不同矿物高效抑制剂、活化剂、捕收剂,依次实现高铁硫精矿、黄铜矿、铋矿物以及伴生金银矿物的高效回收。最终铜、铋、金和银各项试验指标分别是:铜精矿中铜品位16.05%、回收率65.79%,铋精矿中铋品位6.20%、回收率61.67%,金总回收率68.82%,银总回收率73.41%。 相似文献
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《有色矿冶》2020,(3)
刚果(金)矿产资源丰富,老尾矿储量巨大,(金)某老尾矿含有硫化铜矿物主+要有蓝辉铜矿、斑铜矿、铜蓝和黄铜矿,铜的氧化矿物有孔雀石、硅孔雀石;钴矿物主要为硫钴矿和钴华。浮选试验采用石灰作为矿浆pH值调整剂、水玻璃和MA作为分散和抑制剂,NS4作为活化剂,丁基黄药作为捕收剂,综合回收硫化铜矿物、钴矿物及金银矿物。浮选尾矿采用湿法冶金浸出铜钴矿物。试验获得铜精矿铜品位32.13%,钴品位4.55g/t,金品位5.93g/t,银品位66.78g/t,全铜回收率为38.82%,非酸溶铜回收率为81.88%,钴回收率为45.55%,金回收率为48.48%,银回收率为38.97%。浮选尾矿铜浸出率为76.17%,酸溶铜浸出率为96.04%,钴浸出率为71.10%。选冶联合工艺铜总回收率为85.42%,钴总回收率为84.26%。采用浮选-浮选尾矿湿法浸出的选冶联合工艺,实现老尾矿中有价元素综合回收。 相似文献
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《中国钨业》2021,(3)
云南某低品位白钨粗精矿WO3品位为6.37%,CaF_2品位为22.68%,矿石成分复杂、萤石含量高,导致白钨选别困难。以该白钨粗精矿为研究对象,采用加温浮选法,开展了水玻璃用量、抑制剂种类和用量、捕收剂种类和用量等条件试验。试验结果表明,选用水玻璃和氟硅酸钠作为组合抑制剂,能够较好地抑制萤石,使白钨矿与萤石得到有效分离,显著提高了钨精矿中钨的品位及回收率。731捕收剂相比于其他捕收剂具有较好的捕收效果。在最佳条件试验的基础上,当水玻璃用量为8 000 g/t,氟硅酸钠用量为1 500 g/t,731捕收剂用量为300 g/t时,对白钨粗精矿进行了精选闭路试验,试验流程为一粗七精三扫选(中矿逐级返回),获得WO_3品位为56.63%、回收率为96.10%的钨精矿,取得了较好的浮选效果,为选别同类矿石提供了一定的参考。 相似文献
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斑岩型铜钼矿具有矿石性质复杂、嵌布粒度细、辉钼矿与黄铜矿可浮性相近等特点,导致在浮选过程中铜钼分离困难。利用超声波改变矿浆性质、矿物表面性质及药剂溶液性质。通过对某铜钼矿石采用超声波技术处理强化铜钼浮选分离,纯矿物浮选研究表明,采用超声波处理可以有效实现黄铜矿与辉钼矿的分离。实际矿石分选表明:在磨矿浓度为66.7%、矿浆pH=10.0、石灰用量为450 g/t、水玻璃用量为1 kg/t、YC药剂+丁基黄药用量为160 g/t+50 g/t、2#油30 g/t、磨矿细度 < 0.074 mm占77.2%时,获得混合铜钼精矿钼品位为2.96%,钼回收率为87.44%;铜品位为0.76%,铜回收率为92.77%。对铜钼混合精矿,在矿浆浓度10%下,经超声功率2 000 W处理时间20 min,浮选条件为矿浆pH=10、煤油用量为80 g/t、2#油用量为15 g/t、硫化钠用量为300 g/t,获得最终钼精矿Mo品位为22.19%,作业回收率为95.95%,钼总回收率为83.90%;铜精矿Cu品位为11.88%,作业回收率为98.27%,铜总回收率为91.16%,实现了铜钼矿物良好分离。 相似文献
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新疆某铜钼矿是矽卡岩型铜钼矿床,含矿岩石主要是黑云母化矽卡岩,矿石矿物则为黄铜矿、辉钼矿、黄铁矿和少量的金银,通过实验,最终确定铜钼混合浮选—强化回收铜钼金银选别流程,其小型闭路试验指标为:铜钼混合精矿含铜19.47%,含钼1.33%,含金43.25 g/t,含银484.30g/t。混合精矿中铜回收率94.18%,钼回收率92.20%,金回收率88.36%,银回收率86.45%。 相似文献
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新疆某辉钼矿含钼0.12%、铜0.009%,针对矿石中有微量的黄铜矿与辉钼矿连生的性质,为降低钼精矿含铜量,提高钼精矿品位与回收率,采用铜钼混选-粗精矿再磨-抑铜浮钼工艺流程进行了试验研究。结果表明:在试验获得的工艺参数下,得到的钼精矿钼品位49.55%、钼回收率82.41%;铜粗精矿含铜0.25%、金2.45 g/t,铜、金回收率分别为89.85%和63.12%;原矿中0.14 g/t的金主要富集在铜粗精矿中。试验有效回收钼的同时,实现了对铜、金的综合回收。 相似文献
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以某地低品位铜钼硫化矿为研究对象,在矿石工艺矿物学研究的基础上,通过系统的浮选试验,对含铜0.31%,含钼0.029%的原矿,确定在磨矿细度为-0.074 mm占70%时,采用单一的水玻璃作为脉石矿物抑制剂,丁基黄药和丁胺黑药为铜钼硫化矿物混合捕收剂,2#油为起泡剂的药剂制度,可获得铜钼品位分别为8.26%和0.80%的铜钼硫混合粗精矿.混合粗精矿再磨后,在粒度为0.045mm%占92%的条件下,分别采用石灰和硫化钠作黄铁矿和黄铜矿的抑制剂进行分离浮选.实验室小型闭路试验获得钼精矿含钼51.19%,含铜0.30%,钼回收率达87.0%;铜精矿含铜19.19%,含钼0.12%,铜同收率为88.98%;硫精矿含硫39.30%,分选指标较为理想. 相似文献
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某复杂低品位微细粒嵌布铜矿石,原矿铜品位0.55%,铜主要呈黄铜矿和铜蓝的形式存在且与其他矿物嵌布关系复杂,单体解离粒度微细。原矿在磨矿细度为-0.074 mm含量73.43%,采用石灰和亚硫酸钠作抑制剂,YS-1作铜矿物捕收剂,优先浮选铜,尾矿进一步浮选硫,闭路试验获得铜精矿铜品位18.18%,回收率79.89%,硫精矿硫品位43.68%,回收率87.07%。 相似文献
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四川某矿区低品位铜镍矿石含铜0.18%、含镍0.40%,矿石主要呈微细—中粒粒状结构、浸染状构造,脉石矿物以富含碳酸盐的泥状物为主,次为绿泥石、石英、绿帘石、绢云母等,主要工业矿物黄铜矿、镍黄铁矿、磁黄铁矿的工艺粒度较细,嵌布关系复杂。针对该矿石的性质,选用果胶作为矿泥抑制剂、乙硫氨酯作为捕收剂,采用一粗二扫四精铜镍混浮、一粗一扫三精铜镍分离、中矿顺序返回闭路流程试验,获得铜回收率55.85%的铜精矿(铜品位20.12%、含镍0.68%)和镍回收率73.95%的镍精矿(镍品位5.58%、含铜0.61%),取得了较好的选矿技术指标。 相似文献