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相似文献
 共查询到20条相似文献,搜索用时 406 毫秒
1.
大冶铁矿选厂采用SL-SSF75-1型高效闪速浮选机,对硫精矿进行再选。生产实践表明,经分离浮选的硫精矿平均含铜0.914%。硫精矿再选后,含铜品位降至0.634%,作业铜收率30. 99%。闪精与铜精合并为入库铜皮精,其含铜品位仍可达考核要求,使矿产资源得到充分利用,并获得良好的经济效益。  相似文献   

2.
黄金华 《矿业快报》2002,(10):15-17
简要介绍了SL-SSF型闪速浮选机在武山铜矿尾矿收硫中的应用,采用闪速浮选工艺,可从含硫5%-7%的尾矿中,回收硫品位40%左右的硫精矿,硫回收率在10%左右。  相似文献   

3.
某铁矿为含铜混合矿石,铁矿物以磁铁矿、赤褐铁矿和菱铁矿的形式存在,铜矿物主要有黄铜矿、少量斑铜矿,含有少量黄铁矿,伴生有金钴等贵重元素。分选过程中除回收铁矿物外,要求同时得到铜精矿和硫精矿。根据矿石性质,通过浮选条件试验和流程试验,采用混合浮选-分离浮选-弱磁选-强磁选原则流程,一段磨矿(磨矿细度为75%-0.076mm),可以获得含铜16%以上的铜精矿、含硫36%以上的硫精矿、含铁62%以上的弱磁铁精矿,强磁铁精矿铁含量仅32%~36%;采用铜硫粗精再磨(磨矿细度为90%-0.076mm)再选流程,试验指标进一步提高,铜回收率提高4.44%、硫精矿品位提高1.10%、硫回收率提高1.78%,强磁铁精矿铁含量提高3.84%。由于试样磁黄铁矿含量较高,致使弱磁铁精矿含硫偏高,采用弱磁选精选无法进一步降低,建议对弱磁铁精矿进行反浮选脱硫提铁处理。  相似文献   

4.
安徽某硫化铜锌矿石中的主要有用元素为锌、铜,金、银、硫具有综合回收价值。为了确定该矿石的选矿工艺,采用铜优先浮选—铜粗精矿再磨再选—选铜尾矿依次选锌硫的工艺流程进行了矿石选矿试验。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占80%情况下进行1次铜粗选,粗精矿再磨至-0.043 mm占93.6%情况下进行2次精选,铜粗选尾矿2次扫选选铜、1粗2精2扫选锌、1粗1精1扫选硫,可获得铜品位为24.80%、铜回收率为80.81%,金、银含量分别22.00 g/t、169.20 g/t,金、银回收率分别为70.97%、63.65%的铜精矿,锌品位为45.48%、锌回收率为87.16%的锌精矿,硫品位为42.80%、硫回收率为59.19%的硫精矿。  相似文献   

5.
为从铜山深部矿石含铜硫化矿中分选铜,在系统的工艺矿物学研究和选矿工艺研究的基础上,确定采用铜硫混浮—铜硫分离—中矿再磨再选—尾矿磁选选铁工艺流程,最终获得了铜品位为15.50%、含硫34.17%、含铁33.16%、铜回收率为86.90%的铜精矿,硫品位为41.27%、含铜0.236%、含铁39.63%、硫回收率为74.68%的硫精矿;铁品位为63.22%、含铜0.042%、含硫0.60%、铁回收率为38.48%的铁精矿。  相似文献   

6.
安徽马钢罗河矿业有限责任公司现生产的硫精矿中含铜0.247%,为了综合利用硫精矿中的铜,将硫精矿磨矿至-0.076 mm 85%,经浮选1粗3精2扫闭路试验,获得了铜精矿产率为0.82%、铜品位为17.51%、铜回收率为59.54%的选别指标,实现了对铜的有效回收和利用。  相似文献   

7.
云南某高硫铅锌矿选矿厂硫精矿中损失的方铅矿及闪锌矿嵌布粒度细,且多为连生体,加上硫精矿性质复杂,再选回收难度大。基于选矿试验研究推荐的工艺流程,硫精矿再选车间设计采用机械搅拌式浮选机进行1次粗选及1次扫选,粗精矿经立式螺旋搅拌磨机细磨至-45μm 92%,再经射流浮选机3次精选;在投入生产使用后,通过设备改造完善、工艺操作优化等,解决了生产中发现的主要缺陷及问题,提高了选矿工艺流程的适应性与稳定性,获得了产率为2.34%及铅、锌品位之和为53.30%的铅锌混合精矿,取得了较好的效益。为硫精矿资源二次回收利用提供了一个可供参考和借鉴的生产应用试例。  相似文献   

8.
陕西某铜尾矿资源化利用研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
谢建宏  崔长征  宛鹤 《金属矿山》2009,39(4):161-164
对陕西某铜尾矿进行了包括再选和再选尾矿制砖的资源化利用研究。结果表明:原尾矿经螺旋溜槽1次选别,可抛弃产率达85.53%的预选尾矿;预选精矿经磨矿后进行铜硫依次浮选,可得到品位为15.86%,对预选精矿回收率为83.24%的合格铜精矿和品位为41.68%,对预选精矿回收率为85.96%的合格硫精矿。将再选全尾矿与水泥及当地建筑砂配合,可制备出强度达到MU10标准的尾矿免烧砖。  相似文献   

9.
河北省某铜锌多金属硫化矿石黄铁矿含量高,铜锌矿物嵌布关系密切复杂。矿石含铜1.14%、含锌6.67%、含硫29.12%,属于高硫铜锌矿石。为给该矿石合理开发利用工艺提供依据,进行了选矿试验。结果表明:采用1粗1精1扫选铜,选铜尾矿经1粗1精1扫选锌,选锌尾矿经1粗1扫选硫流程,可获得铜品位为24.13%、含锌9.33%、铜回收率为73.86%的铜精矿,锌品位为50.63%、含铜1.95%、锌回收率为91.01%的锌精矿,硫品位为53.34%、硫回收率为74.46%的硫精矿产品。试验结果可以作为该高硫铜锌矿石综合开发利用的依据。  相似文献   

10.
广东惠东某含铜白钨矿石WO_3品位1.25%,铜品位0.15%,95.09%的钨以白钨矿的形式存在,硫化铜中的铜占总铜的95.14%。为给该矿石的开发利用提供技术支持,按铜硫混合浮选—白钨浮选原则流程进行条件试验。结果表明,原矿磨矿至-0.074 mm 68%进行1粗2精1扫铜硫混合闭路浮选,可获得铜品位5.13%、回收率93.79%的铜硫混合精矿;以碳酸钠为调整剂、水玻璃为抑制剂、ZL为捕收剂对硫化矿混合浮选尾矿进行1粗2精3扫白钨浮选—精矿1粗2精1扫加温浮选,可得到WO_3品位68.86%、回收率91.58%的白钨精矿,实现铜硫的富集和白钨矿的有效回收,可为该矿石中铜、硫、钨的回收利用提供参考,但仍需进行铜硫混合精矿的分离研究。  相似文献   

11.
澳大利亚Caim Hill磁铁矿选矿试验研究   总被引:2,自引:0,他引:2  
针对澳大利亚Cairn Hill含铜、金的磁铁矿矿石,进行了先磁后浮及先浮后磁两大原则流程方案的选矿试验,并在先浮后磁的浮选方案中又进行了铜优先浮选流程和铜硫混合浮选两种流程方案试验。最终确定优先浮选铜、后浮选硫、尾矿弱磁选铁的先浮后磁联合工艺。小型闭路试验获得了铜品位21.15%、铜回收率88.94%、含金4.10g/t、金回收率49.50%的铜精矿和铁品位70.68%、铁回收率92.14%的铁精矿,以及硫品位40.58%、硫回收率57.80%的硫精矿。  相似文献   

12.
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   

13.
大宝山难选铜硫矿石选矿新工艺研究   总被引:2,自引:0,他引:2  
广东大宝山铜硫矿石铜品位低,主要金属矿物黄铜矿与黄铁矿、磁黄铁矿等嵌布关系复杂,磁黄铁矿可浮性与黄铜矿相近,采用单一浮选工艺处理该矿石难以获得较好的铜硫分离指标。为探索该难选铜硫矿石铜硫高效分选工艺,在对其进行工艺矿物学分析基础上进行了选矿新工艺研究。结果表明:原矿磨细至-0.074 mm占80.10%,经1粗3扫铜浮选,粗选精矿再磨至-0.074 mm占90%经磁选脱除磁黄铁矿,非磁性产品经3次铜精选,可以获得铜品位为18.57%、回收率为80.26%的合格铜精矿,浮铜扫选尾矿经1粗1扫硫浮选,与磁性产品合并后可以获得硫品位为45.35%、回收率为87.12%的硫精矿,铜硫得到有效分离。  相似文献   

14.
韩聪  魏德洲  刘文刚 《金属矿山》2016,45(1):97-100
为开发利用某多金属矿山选矿厂重选中矿中的铜铋硫铁等有价元素,对参照现场选矿工艺制备出的重选中矿试样进行了选矿试验。结果表明:试样经过铜、铋、硫混浮,混浮精矿摇床重选选铋,选铋尾矿抑硫浮铜,混浮尾矿弱磁选选铁流程处理,获得了铋品位为41.59%、回收率为29.13%的铋精矿,铜品位为21.03%、回收率为66.31%的铜精矿,硫品位为42.87%、回收率为90.25%的硫精矿,以及铁品位为68.06%、回收率为21.11%的铁精矿。各精矿产品指标较好,因此,铜铋硫混浮-摇床重选选铋-抑硫浮铜铜硫分离-弱磁选选铁工艺是该中矿高效开发利用的合理工艺。  相似文献   

15.
云南某铜铅锌多金属矿石选矿试验研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
云南某铜铅锌多金属矿石铜、铅、锌含量分别为1.08%、1.51%、2.36%。为开发利用该矿石,对其进行了选矿试验研究。结果表明:原矿磨细至-0.075 mm占72.50%,以硫酸锌+EMT-12为抑制剂、EMS-602为捕收剂经1粗3精1扫优先选铜,选铜尾矿以石灰为调整剂、硫酸锌+EMT-12为抑制剂、EMS-001为捕收剂经1粗3精1扫选铅,选铅尾矿以硫酸铜为活化剂、丁基黄药+乙基黄药为捕收剂经1粗3精1扫选锌、选锌尾矿以EMH104+硫酸铜为活化剂、丁基黄药为捕收剂经1粗1扫选硫,可以得到铜品位为20.33%、回收率为86.29%的铜精矿,铅品位为55.68%、回收率为84.35%的铅精矿,锌品位为46.83%、回收率为86.97%的锌精矿,硫品位为38.96%、回收率为71.92%的硫精矿,达到了对铜、铅、锌、硫综合回收的目的。  相似文献   

16.
某硫化铜矿含铜0.65%、硫9.50%、Mg O 5.20%,属于高滑石硅酸镁夕卡岩型铜硫矿。由于矿石中黄铁矿和滑石含量较高,且滑石在磨矿过程中极易发生泥化,恶化浮选环境,造成现场铜浮选指标不理想。为了解决该铜矿中高滑石、高硫对铜浮选的影响,在工艺矿物学研究的基础之上,提出采用"SNA调整剂调浆-CMC抑制滑石-铜硫混合浮选-粗精矿脱药再磨-铜硫分离"工艺。闭路试验获得了铜品位25.71%、回收率82.13%的铜精矿,铜精矿含Mg O小于5%。工艺显著提高了铜回收率,并降低了铜精矿Mg O含量。  相似文献   

17.
云南某含银高硫铜矿,矿石中矿物组成较为复杂,目的矿物硫化铜矿物、硫化铁矿物嵌布粒度不均匀且多数较细,银载体矿物分散。在矿石性质研究的基础上进行了选别流程对比实验研究。结果表明,采用优先浮选获得了铜品位21.60%、银品位602.84 g/t及铜回收率89.30%、银回收率54.39%的铜精矿,硫品位45.60%及硫回收率89.79%的硫精矿;采用混合浮选获得了铜品位21.24%、银品位598.42 g/t及铜回收87.38%、银回收率54.01%的铜精矿,硫品位46.38%及硫回收率87.92%的硫精矿。相对于混合浮选流程,在铜精矿中银回收率相近的情况下,优先浮选流程更充分的回收了矿石中的铜、硫,且流程稳定可靠及适合生产应用,可作为选矿工艺技术依据。  相似文献   

18.
河南某多金属铁矿石选矿试验研究   总被引:3,自引:2,他引:1  
河南某铁矿矿石中除磁铁矿外,还伴生有铜、硫矿物,其中硫矿物有相当一部分为磁黄铁矿。为了给该矿的矿床工业评价及矿石可选性评估提供依据,对该矿矿石进行了选矿试验研究。试验结果表明:采用铜、硫依次浮选-浮选尾矿弱磁选联合工艺流程,可以综合回收矿石中的铜、硫、铁。获得的铁精矿铁品位为65.10%,回收率为57.23%,硫精矿硫品位为42.00%,回收率为95.62%,铜精矿铜品位为19.20%,回收率为52.79%,并且铁精矿含铜和含硫分别为0.03%和0.25%,达到国家铁精矿粉矿二级品的含杂标准。  相似文献   

19.
对河南某铁、硫、铜多金属矿进行了选矿试验研究。根据该矿石的工艺矿物学特性,采用铜、硫优先浮选—浮选尾矿弱磁选的联合工艺,综合回收矿石中的铁、硫、铜。获得的铁精矿品位65.50%、回收率43.04%,硫精矿品位42.50%、回收率90.63%,铜精矿品位17.50%、回收率54.80%,并且铁精矿含铜和含硫分别为0.15%和0.25%,达到国家铁精矿粉矿二级品的质量标准。  相似文献   

20.
新疆某低品位钼矿石钼品位仅0.076%。矿石中除钼外,还伴生含量为0.033%的铜和含量为1.232%的硫。虽然钼、铜、硫主要以辉铜矿、黄铜矿、黄铁矿形式存在,但它们共生关系密切,分离困难。根据矿石性质开展综合回收钼、铜、硫的选矿试验,首先将原矿粗磨至-0.074 mm占85%后进行钼铜硫的混合浮选,然后将钼铜硫混合精矿细磨至-0.043 mm占95%后进行钼铜与硫的分离浮选,最后对钼铜混合精矿进行钼与铜的分离浮选,并在钼铜硫混合浮选过程中使用新型捕收剂GZW101和新型抑制剂GTS、在钼铜分离浮选过程中使用新型抑制剂GLN,最终获得了钼品位为47.03%、钼回收率为73.20%的钼精矿以及铜品位为14.89%、铜回收率为77.26%的铜精矿和硫品位为54.26%、硫回收率为88.94%的硫精矿,从而为该矿石的高效利用提供了依据。  相似文献   

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