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相似文献
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1.
随着有色矿产资源的不断开采,入选矿石品位下降,为了提高有色金属铜矿物的回收率,中矿再磨是行之有效的方法。对某硫化铜矿石浮选工艺流程考察的基础上,提出半优先浮选与中矿再磨新工艺,在铜精矿品位不低于原工艺的前提下,探索了磨矿细度、石灰用量、捕收剂用量的影响。对新工艺铜精矿物相分析表明独立精选段优先浮出了大量易浮铜,体现了“早收快收”的目的,中矿再磨能有效的降低粗颗粒级的产率,解离出中矿粗颗粒中的有用矿物,使中矿不断地选择性磨矿、浮选,有利于提高铜矿物的回收率。闭路试验结果表明铜精矿回收率从87.22%提高至92.15%。新工艺具有选矿效率高,操作稳定等特点,为类似硫化铜矿选厂提供了借鉴。  相似文献   

2.
半优先浮选与中矿再磨工艺提高硫化铜矿石的选铜回收率   总被引:1,自引:0,他引:1  
随着矿产资源的不断开采,入选矿石品位下降,为了提高矿物的回收率,中矿再磨是行之有效的方法。在对某硫化铜矿石浮选工艺流程考察的基础上,提出半优先浮选与中矿再磨新工艺,在铜精矿品位不低于原工艺的前提下,探索了磨矿细度、石灰用量、捕收剂用量的影响。对新工艺铜精矿物相分析表明,独立精选段优先浮出了大量易浮铜,体现了"早收快收"的原则,中矿再磨能有效地降低粗粒级的产率,解离出中矿粗颗粒中的有用矿物,使中矿不断地选择性磨矿、浮选,有利于提高铜矿物的回收率。闭路试验结果表明,铜精矿回收率从87.22%提高至92.15%。新工艺具有选矿效率高,操作稳定等特点,为类似硫化铜矿选矿厂工艺改进提供了借鉴。  相似文献   

3.
某复杂硫化铜矿铜硫分离试验研究   总被引:14,自引:0,他引:14  
某复杂硫化铜矿矿石性质复杂, 铜矿物种类繁杂, 矿物结构构造也复杂多样, 且含铜品位较低。在工艺矿物学研究的基础上, 使用适合该矿石性质、对各种铜矿物均具有较强选择性和捕收能力的高效捕收剂LP-01, 采用分步优先浮选和中矿再磨再选的浮选工艺, 实现了该复杂硫化铜矿铜硫的低碱高效分离, 经二粗、一精、中矿再磨精选流程获得了铜品位18.43%、回收率87.54%的铜精矿, 分离效果明显。  相似文献   

4.
新疆某高碳高次生铜铜矿矿石中矿物组成复杂,铜矿物种类繁多,同时由于鳞片石墨的存在,致使现场生产铜精矿品质低,总尾矿中有价金属流失严重。针对以上问题,开展了详尽的工艺矿物学及工艺优化小型试验研究,开发出阶段磨矿-易浮快浮-中矿及粗选尾矿再磨再选的创新工艺流程,获得了良好的选矿指标。在浮选药剂优化过程中,采用石灰、水玻璃和单宁作为细粒石墨、次生泥质及被铜离子活化的硫矿物的抑制剂,保证了再磨再选精矿的产出,避免了中矿的循环累积。采用推荐的优化工艺,总铜精矿中铜、金、银回收率提高了24.05%、14.44%、9.32%。  相似文献   

5.
以广西某水淬铜渣为研究对象,通过阶段磨矿、阶段浮选,第一段使用钢球作为磨矿介质,磨矿细度-0.045mm占90%,尾矿使用纳米陶瓷球为磨矿介质,艾砂磨为超细磨设备,磨矿细度为-0.038mm占95%,Z-200作为捕收剂,可以获得综合铜品位19.01%,回收率88.68%的铜精矿;尾矿含铜品位降到0.18%。试验对纳米陶瓷球和艾砂磨在水淬铜渣尾矿再磨再选具有借鉴意义。  相似文献   

6.
以广西某水淬铜渣为研究对象,通过阶段磨矿、阶段浮选,第一段使用钢球作为磨矿介质,磨矿细度-0.045mm占90%,尾矿使用纳米陶瓷球为磨矿介质,艾砂磨为超细磨设备,磨矿细度为-0.038mm占95%,Z-200作为捕收剂,可以获得综合铜品位19.01%,回收率88.68%的铜精矿;尾矿含铜品位降到0.18%。试验对纳米陶瓷球和艾砂磨在水淬铜渣尾矿再磨再选具有借鉴意义。  相似文献   

7.
青海省某铜钼硫化矿石为低品位铜、钼混合矿石,铜、钼品位分别为 0. 30%、0. 041%。 矿石中铜、钼矿物 嵌布粒度粗细不均匀,主要钼矿物为辉钼矿,辉钼矿嵌布粒度微细,-0. 02 mm 粒级占有率为 34. 97%,石英等硅酸盐 类脉石矿物包裹了部分辉钼矿,钼矿物与铜矿物及脉石矿物密切共生。 采用铜钼混合浮选—铜钼分离浮选—钼粗精 矿再磨再选的工艺流程,进行了磨矿细度、再磨细度以及浮选药剂用量的试验研究。 结果表明,在磨矿细度为-0. 074 mm 占 70%时,以石灰为抑制剂、水玻璃为分散剂、柴油和 Z-200 为捕收剂,经 1 粗 2 精 1 扫铜钼混合浮选,混合浮选精 矿以硫化钠和巯基乙酸钠为抑制剂、柴油为捕收剂进行铜钼分离粗选,钼粗精矿再磨至-0. 037 mm 占 60%,经 5 次钼 精选,铜粗精矿经 1 次扫选,闭路试验获得了钼品位为 40. 75%、钼回收率为 44. 24%的钼精矿以及铜品位为 16. 38%、 铜回收率为 79. 96%的铜精矿,较好地实现了铜钼资源的有效回收。  相似文献   

8.
某微细嵌布铜矿的选矿试验研究   总被引:2,自引:0,他引:2  
针对陕西某微细粒嵌布铜矿的矿石性质,进行了磨矿细度、捕收剂、调整剂、浮选精矿再磨等研究。结果表明:采用磨矿-优先选铜-铜粗精矿再磨-铜精选-铜扫选尾矿选硫工艺,可获得铜精矿品位Cu16.94%,铜回收率80.89%;硫精矿品位S 36.77%,硫回收率78.85%的选别指标。   相似文献   

9.
曾健  李崇德 《矿冶》2003,12(2):38-40,37
提高铜精矿品位是永平铜矿选矿面临的主要技术问题之一。本文通过试验和实践总结后认为:提高一段磨矿细度能有效提高铜的浮选指标;中矿再磨不仅可以避免铜矿物的过磨,而且能提高铜精矿品位和铜回收率,建议进一步对中矿再磨方案进行深入研究;采用石灰+CTP或石灰+水玻璃强化铜硫分离,比较明显地提高了铜精矿品位;此外,使用新型高效的铜选择性捕收剂是提高铜精矿品位的有效途径。  相似文献   

10.
我国氧硫混合铜矿资源丰富,对这类铜矿进行高效选矿富集具有重要意义。云南迪庆地区有大量氧硫混合铜矿,铜品位0.67%,氧化率17.37%,含铜矿物主要为黄铜矿、斑铜矿和孔雀石。采用硫化—黄药浮选法对该矿石进行选矿,分析了活化剂和捕收剂的作用机理。研究了磨矿细度、药剂制度及粗精矿再磨等对浮选指标的影响。结果表明,以石灰为抑制剂,硫化钠为氧化铜的活化剂,丁基黄药和羟肟酸为组合捕收剂,当粗磨细度-0.074mm占85.00%、粗精矿再磨细度-0.038mm占85%时,采用一次粗选、两次扫选、两次精选的浮选闭路流程,可获得铜品位18.26%、铜回收率83.93%的铜精矿。研究结果可为混合铜矿的选矿富集提供参考。  相似文献   

11.
某斑岩铜钼矿低碱度铜硫浮选分离研究   总被引:2,自引:0,他引:2  
为了有效控制石灰高碱工艺对铜硫分离的负面影响,对内蒙古某斑岩型低品位铜钼矿以CTP为硫铁矿抑制剂,进行了铜硫低碱度浮选分离研究。结果表明,在磨矿细度为-200目占65%的情况下,采用1粗3扫3精、中矿顺序返回的闭路流程处理该斑岩型铜钼矿石,可获得铜、钼品位分别为24.57%、6.94%,铜、钼回收率分别为86.58%、81.52%的铜钼混合精矿;此外,还通过纯矿物试验考察了碱度和CTP对黄铜矿、黄铁矿浮选行为的影响,结果表明:高碱度环境对黄铁矿有强烈的抑制作用,但对黄铜矿也有抑制作用;CTP在低碱度环境下能很好地抑制黄铁矿,但对黄铜矿可浮选影响甚微。  相似文献   

12.
某铜铁矿深部矿石性质及组成发生了较大变化, 导致在现有工艺流程下铜回收率呈波动下降, 为解决这一问题, 进行了工艺矿物学研究和矿石可选性研究。结果表明: 阶段磨矿与中矿再磨都可以很好的提高铜矿石回收率, 且效果相当。粗磨粒度为-0.074 mm粒级占69.68%, 以MB与MOS-2为混合捕收剂, 采用中矿集中再磨至-0.074 mm粒级占88%左右返回浮选流程, 可获得含铜20.89%、金10.58 g/t、银78.84 g/t的铜精矿, 铜回收率为94.97%。  相似文献   

13.
方萍  魏德洲  李明阳 《金属矿山》2012,41(11):73-75
对谦比希混合铜矿石采用先浮硫化铜后浮氧化铜的原则流程进行了浮选试验研究。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占80%的条件下,以硫化钠+硫酸铵组合为氧化铜矿物的活化剂,采用1次粗选浮硫化铜、1次粗选浮氧化铜、混合粗精矿3次精选、中矿顺序返回流程处理该矿石,最终获得了铜品位为25.89%、回收率为83.44%的铜精矿。  相似文献   

14.
低品位磷矿浮选试验研究   总被引:1,自引:1,他引:0  
对某地低品位磷矿进行了浮选试验研究, 探索了磨矿细度、捕收剂(十二胺)用量、抑制剂(硫酸)用量及浮选流程对浮选指标的影响。结果表明, 采用一粗一精一扫、中矿返回粗选的浮选工艺流程, 在磨矿细度为-0.074 mm粒级占78%、粗选十二胺用量500 g/t、硫酸用量18 kg/t, 精选十二胺用量200 g/t、硫酸用量9 kg/t, 扫选硫酸用量14.4 kg/t条件下, 针对P2O5品位为22.41%的原矿可获得P2O5品位32.47%、P2O5回收率83.32%的磷精矿, 实现了P2O5的有效富集。  相似文献   

15.
湖北某铜矿矿石性质及组成发生较大变化,导致现有工艺流程选矿指标不断下降,为解决现场流程不适应问题,进行工艺矿物学研究和矿石可选性研究。结果表明,在一段粗磨粒度-74μm占60.68%的情况下,快速浮铜,中矿集中再磨至-74μm占97.86%后再浮选,最终获得铜精矿铜品位23.21%、铜回收率81.89%。与现场流程相比铜品位提高2.37%、回收率提高2.18%。  相似文献   

16.
江西某含碳砷难处理金矿石浮选试验   总被引:1,自引:0,他引:1  
许金越  李婷 《金属矿山》2015,44(7):73-76
江西某含碳砷金矿石金品位为2.89 g/t,碳、砷含量分别为0.96%和0.36%。为高效开发利用该金矿资源,采用粗磨回收粗粒载金矿物、细磨回收细粒载金矿物的阶段磨矿、阶段浮选原则流程进行了选矿试验。结果表明:在磨矿细度为-0.074 mm占60%的情况下,采用1粗2扫2精、中矿顺序返回流程主要回收碳质物中的金,获得的金精矿1的金品位为69.91 g/t、金回收率为45.19%;在再磨细度为-0.074 mm占90%的情况下,采用1粗2扫2精、中矿顺序返回流程回收细粒载金矿物中的金,获得的金精矿2的金品位为32.82 g/t、金回收率为47.99%;2种精矿的金总回收率达93.18%。试验确定的工艺流程是该矿石的高效开发利用流程。  相似文献   

17.
在对新疆某铜品位为0.52%、钼品位为0.028%的细粒嵌布铜矿石进行矿石性质分析的基础上,进行了浮选工艺条件研究。研究结果表明,该铜矿石在磨矿细度为-0.074 mm占90.60%的条件下,以丁基黄药与Z-200为组合捕收剂(质量比为1∶4),采用1粗3精2扫、中矿顺序返回的闭路流程处理,可以获得铜品位为20.52%、铜回收率为92.54%、含钼0.95%、钼回收率为78.04%的铜钼混合精矿。  相似文献   

18.
从选钨锡尾矿中回收铜锌的研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
对某钨锡多金属矿选钨锡的尾矿进行了回收铜锌的研究,研究确定了采用先浮铜后浮锌的优先浮选工艺回收铜锌矿物。在磨矿细度为-75μm占86%的条件下,用石灰作调整剂,硫酸锌作硫化锌矿物的抑制剂,Dy和丁基铵黑药作捕收剂浮选铜;用硫酸铜作铁闪锌矿的活化剂,石灰作黄铁矿等硫化矿的抑制剂浮选锌。在给矿铜锌品位分别为1.42%、2.78%时,获得铜精矿品位23.85%、回收率90.02%,锌精矿品位45.02%、回收率85.18%的良好指标。  相似文献   

19.
为回收某硫化铜矿浮选尾矿中的有用矿物, 提高资源利用率, 采用“预先脱泥-浮选”的工艺流程进行了试验研究。结果表明, 经预先脱除-0.02 mm粒级矿泥, 在磨矿细度为-0.074 mm粒级占90%的条件下, 以Lp-01+Y89为组合捕收剂, 石灰为pH调整剂, 水玻璃为抑制剂, 最终实验室小型闭路试验可以获得含铜15.17%、铜回收率68.37%的铜精矿, 实现了有用矿物的有效回收。  相似文献   

20.
某铅锌矿含铅7.41%、锌13.70%、硫31.25%、碳1.45%,铅锌矿物嵌布粒度微细,属微细粒高硫含碳难选硫化铅锌矿.根据矿石性质,采用"脱碳—铅锌依次优先浮选—铅锌粗精矿再磨精选"工艺流程考察了碳粗选磨矿细度、铅锌粗精矿再磨细度和铅锌浮选药剂制度对选别指标的影响.结果表明,以BK9032为方铅矿捕收剂,以硫酸锌...  相似文献   

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