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相似文献
 共查询到20条相似文献,搜索用时 281 毫秒
1.
王花  张威 《现代矿业》2024,(1):140-143
某高硫铜锌混合粗精矿在铜锌分离过程中难以获得铜品位18%以上的铜精矿,为解决铜精矿品位偏低的问题,进行了艾萨磨再磨工艺与现场球磨+水力旋流器再磨分级工艺对比试验研究。试验结果表明:采用艾萨磨工艺,铜锌分离作业可获得铜品位20.52%、锌含量2.38%、铜回收率89.32%的铜精矿,与现场球磨再磨工艺相比,铜精矿品位提高了2.82个百分点,锌含量降低了1.17个百分点,铜回收率提高了3.98个百分点。  相似文献   

2.
为提高某铜矿铜精矿品位,通过组合用药确定了新型捕收剂,并通过条件试验确定了新型捕收剂相关工艺参数。采用两次粗选、一次精选、三次扫选的浮选流程,对现场药剂制度及新型捕收剂分别进行了实验室闭路试验,新型捕收剂获得了铜精矿指标为产率1.36%、铜品位为22.16%、铜回收率为87.16%。与现场药剂制度的选别指标相比,铜精矿产率降低了0.05%,铜品位提高了1.35%,铜回收率提高了2.03%。试验结果表明,新型捕收剂有效提高了铜精矿铜品位,有利于降低运输成本。此外,新药剂可降低石灰用量。  相似文献   

3.
某低品位铜矿石浮选工艺优化试验研究   总被引:3,自引:1,他引:2  
针对闽西某低品位铜矿石,通过优化浮选药剂制度,以石灰+亚硫酸钠为抑制剂,丁基铵黑药为捕收剂,闭路流程试验可获得铜品位19.50%、铜回收率90.99%的铜精矿。应用于现场后,在入选原矿铜品位降低0.03%的情况下,使铜精矿铜回收率提高了2.6%,尾矿铜品位降低了0.015%,工艺效果显著。  相似文献   

4.
多金属铜锌矿铜精矿降锌工业试验应用研究   总被引:1,自引:1,他引:0  
云南某多金属低品位铜锌矿采用部分混合浮选工艺,在生产中存在铜锌浮选分离效率低、铜精矿含锌高的突出问题。原矿工艺矿物学研究分析知原矿中铜、锌矿物单体解离度较高,原现场捕收剂对铜矿物选择性较差,导致铜精矿中锌含量高。实验室试验采用新型铜捕收剂OL-IIA替换现场原铜组合捕收剂,取得显著效果后推广到工业试验。工业试验结果表明,新药剂制度下铜精矿品位16.48%、铜的回收率45.81%,精矿含锌6.95%。原药剂制度下铜精矿品位15.80%、铜的回收率42.61%,精矿含锌11.04%。相比而言,新药剂条件下铜回收率提高了3.20%,铜精矿含锌相比原药剂降低了4.09%、银含量增加了32.33%。流程考查及产品分析可知新捕收剂OL-IIA可扩大铜矿物和锌矿物的润湿性差异,提高了铜精矿品位,有效降低了铜精矿中锌的含量,最终实现了铜锌的精确分选、高效回收。  相似文献   

5.
综合回收锌矿石中伴生低品位铜铅工艺研究   总被引:1,自引:1,他引:0  
某锌矿石中伴生有铜、铅等矿物,其中锌品位为3.29%、铅品位为0.084%、铜品位为0.11%,为原生硫化矿石。根据矿石性质采用铜铅混合浮选—铜铅分离—锌浮选的工艺流程,进行了小型试验和工业试验,采用BK510抑铜浮铅工艺,工业试验指标与原重铬酸钾工艺流程指标比较,铅精矿品位由38.08%提高到60.59%,铅回收率由30%提高到45.20%,铜精矿品位由20%提高到21.43%,铜回收率由34%提高到40.04%,获得可观的经济效益。  相似文献   

6.
大冶某电炉渣含铜0.8%,根据其嵌布粒度不均匀、品位低的特点进行了磨矿细度、耗气量、搅拌速度、矿浆浓度等条件试验,从而确定相关参数,并且扫选采用浮选柱对其中细颗粒矿物进行回收,使尾矿铜品位由0.32%降至0.20%。经过系列改造后有效提高了铜精矿的产率与回收率,最终获得品位19.06%、回收率72.16%的铜精矿。  相似文献   

7.
某含钴氧化型铜矿含铜3.22%、含钴0.045%, 采用先浮硫化矿后浮氧化矿原则流程, 进行了实验室验证试验及扩大连选试验研究。实验室验证试验获得了铜品位51.52%、钴品位0.138%的硫化铜精矿和铜品位19.53%、钴品位0.437%的氧化铜精矿; 扩大连选试验获得了铜品位45.11%、钴品位0.154%的硫化铜精矿和铜品位12.31%、钴品位0.261%的氧化铜精矿; 铜总回收率大于80%, 钴总回收率大于55%。研究成果可为该矿石工业应用工程设计提供依据。  相似文献   

8.
分步浮选提高甘肃某铜矿石选矿指标   总被引:1,自引:0,他引:1  
甘肃某铜矿石含铜1.6%左右,铜主要以黄铜矿的形式存在,但黄铜矿单体解离性能欠佳且可浮性不一致,对分选不利。现场采用常规浮选工艺处理该矿石,虽能获得合格的铜精矿,但选矿指标不是十分理想。为此,针对矿石性质,以具有较好选择性的LP-01为快速浮选捕收剂、以具有较强捕收能力的Y-89为强化浮选捕收剂进行了分步浮选试验,同时模拟现场工艺进行了对比试验。结果表明:采用分步浮选工艺可获得铜品位为25.61%、铜回收率为83.58%的铜精矿1和铜品位为13.89%、铜回收率为12.36%的铜精矿2,两者合计,综合铜精矿铜品位为23.10%、铜回收率达95.94%;而采用现场工艺获得的铜精矿铜品位为21.86%%、铜回收率为93.88%。相比之下,分步浮选工艺使铜精矿铜品位提高了1.24个百分点、铜回收率提高了2.06个百分点,优越性明显。  相似文献   

9.
刘洪钧 《矿冶工程》1997,17(4):32-35
德兴铜矿是世界级特大型斑岩铜矿。在其发展建设过程中, 成功地解决了工艺、药剂、设备等一系列关键技术问题, 使选矿技术指标由发展前的铜精矿品位10 %~14%、回收率78%, 提高到现在的铜精矿品位24%、回收率84 %, 由单一的铜精矿产品转变为铜、金、银、硫、钼的综合回收。先进技术的应用, 使生产成本进一步降低。  相似文献   

10.
内蒙古某铜矿是以铜、硫为主的斑岩型铜矿,现场生产的铜精矿铜品位和铜回收率较低,通过试验研究,在不改变现场生产流程的情况下,采取新的药剂制度,即以石灰为p H调整剂,选择性捕收能力较强的A15为捕收起泡剂,小型试验取得了良好的技术指标,铜精矿品位为18.20%,回收率达到89.18%,与现场药剂制度相比,铜精矿品位和回收率分别提高了1.82%、5.35%。  相似文献   

11.
针对湖北某铜矿精矿品位偏低的实际生产情况,在查阅资料和选矿试验的基础上,提出合理的选矿工艺改进措施,经过多次的技术改造,铜精矿品位提高了2.54%,同时回收率也提高了1.03%。  相似文献   

12.
铜铅混合精矿铜铅浮选分离试验研究   总被引:11,自引:7,他引:4  
针对云南一大型矿山生产的铜铅混合精矿开展选矿试验,目的是实现铜铅分离。试验结果表明,采用硫化钠脱药,硫酸调浆,硫代硫酸钠与硫酸亚铁组合抑制剂进行铜铅分离浮选.成功实现了铜铅有效分离,获得了铜回收率90.66%、铜精矿品位20.01%.铅回收率96.56%、铅精矿品位45.51%的理想指标。  相似文献   

13.
从铜精矿品位、伴生金银的富集和铜精矿含杂质等方面分析水平用矿达产以来的铜精矿质量,并以此为基础探讨了如何提高铜精矿品位、综合回收金和银及控制铜精矿含杂问题。  相似文献   

14.
针对某铜铅锌硫矿实际生产中存在的问题:铜浮选作业中有13.35%的铜损失在铜尾矿中;硫精矿含锌1.10%,杂质锌含量超标;锌精矿产品质量不合格(锌品位为18.38%),对铜浮选作业进行了多流程方案对比开路试验以及主要工艺条件的调整与优化,可获得铜精矿铜品位15.11%,铜回收率92.30%指标,较现场铜回收率提高了5.65%。采用抑锌浮硫工艺流程,可将现场硫精矿中锌品位由1.16%降至0.41%。对现场锌精矿采用不再磨、再磨工艺均显著提高了锌品位(锌品位最高可达48.71%),同时对该流程下浮选尾矿可作为单独的硫精矿产品进行回收。  相似文献   

15.
胡婷  刘全军  邓荣东  叶峰宏 《矿冶》2012,21(1):18-23
采用重—浮联合流程回收某低品位铜矿石中的铜和金。金的回收通过重选富集,进一步上摇床提高金的品位,得到的金精矿的品位为121.45 g/t,回收率为60.73%。铜的回收采用氧硫混浮,浮选通过一次粗选、四次精选、三次扫选,得到最终铜精矿的品位为12.56%,回收率为80.49%。且铜精矿中金的品位也有10.77g/t,产品达到计价标准。  相似文献   

16.
李丹  陈涛 《现代矿业》2020,36(9):114-119
广东某复杂铜铅锌矿石中的矿物嵌布粒度较细且相互包裹,导致现场铜、铅、锌浮选分离困难,为解决此问题进行了选矿试验研究。结果表明:在选铜时,选用FK 1与DS组合抑制铅锌,可有效解决精矿的互含问题;在高碱工艺下,采用先铜后锌的优先浮选工艺,铜铅粗泡再磨后经2次精选,能获得铜品位为2110%、回收率为8088%的铜精矿,铅锌总含量为1023%,达到铜精矿四级品要求;采用1粗2精2扫流程处理选铜尾矿,获得了锌品位为5217%、回收率为9278%的锌精矿。试验所用药剂全部为常规药剂,试验流程结构简单,现场实施比较容易,可作为现场改造的依据。  相似文献   

17.
从炼铜炉渣中提取铜铁的研究   总被引:9,自引:1,他引:8  
根据某炼铜炉渣的矿物特性和选矿工艺特点,对回收铜、铁的工艺进行了探索。工业试验表明,采用阶段磨矿阶段选别工艺,所获得铜精矿品位为14.33%,回收率为48.80%,铁精矿品位为51.67%,回收率为57.55%,实现了炉渣的综合再利用。  相似文献   

18.
针对青藏高原某选厂生产的含Cu 28.93%、含Mo 0.78%、含SiO2 8.05%、含MgO 1.02%的铜钼混合精矿铜钼分选效率不高、钼精矿品质差等问题开展选矿工艺研究。结果表明:铜钼混合精矿经1粗4精2扫开路铜钼分离浮选试验后可获得含铜1.05%、含钼30.56%的钼精矿,钼精矿品位偏低。通过对钼精矿进行X射线衍射及工艺矿物学分析可知,钼精矿品位不佳的主要原因是滑石类脉石矿物含量高。降镁小型试验结果表明,对铜钼混合精矿进行预处理,添加酸化水玻璃+CMC作为滑石抑制剂,可有效降低铜钼精矿中的硅、镁含量,且对铜、钼指标影响较小。降镁预处理后的铜钼精矿磨细后,采用1粗5精2扫的抑铜浮钼浮选工艺流程进行闭路试验,可获得含铜0.65%、铜回收率0.04%,含钼47.63%、钼回收率92.43%的钼精矿及含铜31.88%、铜回收率99.96%,含钼0.08%、钼回收率7.57%的铜精矿,试验指标良好,实现了铜钼高效分离,得到合格的铜钼精矿产品。为现场铜钼分离改造提供了技术支持。  相似文献   

19.
低品位铜矿选矿工艺研究   总被引:4,自引:1,他引:3  
对某低品位铜矿石的选别工艺进行了试验研究。通过浮选条件试验,确定采用一段粗磨(细度-74μm含量占51%)丢尾、闪速浮铜、铜硫混浮再磨分选流程,得到了含铜品位31.17%、铜回收率93.53%、伴生金回收率52.17%的铜精矿和含硫43.2%、回收率44.31%的硫精矿。结果表明,此选别工艺可有效处理该低品位铜矿石。  相似文献   

20.
大山选矿厂铜精矿品位提高的生产实践   总被引:1,自引:1,他引:1  
大山选矿厂通过改进浮选工艺、调整流程结构、提高再磨细度等措施,将铜精矿品位从24%左右提高到 25%以上。  相似文献   

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