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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
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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
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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
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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
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《有色金属(选矿部分)》2019,(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
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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
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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
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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
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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
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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
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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
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
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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
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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