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文章简要介绍了江西赣州某硫化矿综合回收铜锌工艺试验研究。采用部分铜快速浮选、铜粗精矿再磨精选、选铜尾矿浮选回收锌的工艺流程处理该矿石,最终获得含铜30.55%,含锌3.91%的铜精矿Ⅰ,含铜26.11%,含锌4.99%的铜精矿Ⅱ,铜综合回收率90.8%;含锌45.20%、含铜2.97%,锌回收率81.57%的锌精矿,从而达到铜锌分离的目的。 相似文献
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针对某低品位铜铅锌硫化矿,采用铜铅顺序优先浮选-锌硫混合浮选再分离工艺进行了浮选分离试验研究。选用高效选择性铜捕收剂BK916和铅捕收剂BK906进行了铜铅顺序优先浮选试验研究,并在锌硫分离试验研究中,利用环保型抑制剂BD和石灰的组合作用,有效抑制了锌硫混合精矿中的黄铁矿,获得了铜品位20.68%、铜回收率72.98%的铜精矿,铅品位61.38%、铅回收率73.57%的铅精矿,锌品位46.31%,锌回收率73.17%的锌精矿和硫品位48.54%的硫精矿。 相似文献
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国外某低品位铜锌硫化矿矿床属于矽卡岩型,为确定该矿石中有价金属开发利用的可行性,进行了选矿试验。研究表明,矿石中铜品位为0.38%,锌品位为1.26%,针对矿样组成特性,确定了优先浮选铜,选铜后的尾矿再浮选锌的工艺流程处理该硫化矿矿石。在磨矿细度为-0.074 mm占74.60%的条件下,选用石灰为矿浆pH调整剂,硫酸锌和亚硫酸钠为组合抑制剂,Z-200为捕收剂优先浮选硫化铜矿物;对选铜尾矿继续采用石灰调节矿浆pH值,硫酸铜活化被抑制的锌矿物,丁基黄药为捕收剂浮选硫化锌矿物的药剂方案,经"2粗2精"选铜、"1粗3精2扫"选锌的闭路试验,最终获得铜精矿铜品位和回收率分别为22.55%、85.19%和锌精矿锌品位和回收率分别为44.83%、74.36%,有效地实现了铜锌硫化矿的分离与回收,为国外该类型硫化矿矿石的开发利用提供依据。 相似文献
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针对内蒙古某铜锌硫化矿中次生硫化铜矿物含量高、部分锌矿物与铜矿物之间共生关系密切和铜锌分离难的问题,试验研究采用铜锌等可浮、混合精矿再磨后铜锌浮选分离、锌浮选的工艺流程,以CY为调整剂消除矿石中次生铜矿物在磨矿过程中产生的铜离子对锌、硫矿物的活化作用,应用选择性好的铜矿物捕收剂WR,实现铜锌的有效分离。试验室闭路试验获得的浮选指标为:铜精矿中含铜25.28%、铜回收率为81.50%,含锌7.33%;锌精矿平均含锌44.38%,锌总回收率为82.57%。 相似文献
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某铜锌硫化矿为了解决现场铜精矿品位低的问题,对该矿石进行了抑锌浮铜优先浮选试验研究。开路试验结果表明:当磨矿细度为-0.074 mm75%,以硫酸锌与亚硫酸钠作为锌矿物组合抑制剂、Z-200和丁基黄药为铜矿物组合捕收剂,对铜矿物采用1粗3精1扫工艺流程,可获得铜品位19.80%、铜回收率48.60%、锌品位15.80%的铜精矿;以硫酸铜作为锌矿物活化剂、丁基黄药为锌矿物捕收剂,对锌矿物采用1粗3精工艺流程,可获得锌品位49.60%、锌回收率53.01%、铜品位0.92%的锌精矿,实现了铜、锌的综合回收。 相似文献
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我国某难选铜锌多金属硫化矿,铜锌硫矿物共生关系密切,且次生硫化铜矿物的含量较高,致使铜锌硫矿物分离难度较大。依据矿石特性,试验研究采用一段细磨—铜锌硫等可浮—铜锌硫分离—锌浮选的工艺流程,使用石灰、TW、硫酸锌和亚硫酸钠组合药剂作锌矿物的抑制剂,使用选择性较好的Z-200作为铜矿物的捕收剂,实现了铜锌矿物的有效分离,试验室闭路试验获得的铜精矿品位23.23%、铜回收率91.45%,锌精矿品位49.53%、锌回收率85.36%,硫精矿品位44.25%、回收率59.16%,分离指标较为理想。 相似文献
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铜锌硫化矿浮选分离过程及动力学分析 总被引:1,自引:0,他引:1
通过纯矿物浮选动力学试验, 研究了黄铜矿与闪锌矿在捕收剂QP-02体系中的浮选动力学行为。研究表明, 黄铜矿、闪锌矿在合适的矿浆体系中, 浮选速度差异较明显, 可以利用其浮选速度的差异结合流程结构优化实现铜锌高效分离。根据动力学研究结果对江西某铜锌硫化矿石采用部分黄铜矿快速浮选、铜粗精矿再磨、铜精选尾矿选锌的工艺方案开展了试验研究, 结果表明, 采用该分离技术, 铜锌分离效果明显, 获得了铜品位为26.74%、回收率为90.80%的铜精矿和锌品位为45.20%、回收率为81.57%的锌精矿。 相似文献
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云南某铜铅锌硫化矿铜铅分离浮选试验研究 总被引:9,自引:1,他引:9
云南某铜铅锌矿硫化矿含铜0.60%, 铅2.43%, 锌5.10%, 在现场生产作业中采用“铜铅混浮, 铜铅分离, 尾矿选锌”的浮选工艺流程, 存在的问题是铜铅分离指标不理想, 铜铅精矿互含高。对该矿的铜铅混合精矿进行了铜铅分离浮选小型试验研究, 结果表明, 当混合精矿再磨到-0.074 mm粒级占80%, 以亚硫酸钠、水玻璃和CMC为组合抑制剂代替重铬酸钾抑制方铅矿, 以Z200代替乙黄药作为黄铜矿捕收剂, 进行了铜铅分离浮选, 获得了良好的分选指标, 铜精矿含铜23.30%, 含铅3.30%, 铅精矿含铅64.66%, 含铜0.50%, 实现了铜铅分离。 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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次生硫化铜多的硫化铜铅矿石在分选上有一定难度,用常规的铜铅分离方法难达到分离目的。本文用组合抑制剂有效分离了铜铅,获得铜品位24.36%、含铅3.80%、铜回收率84.14%的铜精矿,铅品位74.43%、含铜0.38%、铅回收率91.44%的铅精矿技术指标,铜铅的回收较好。 相似文献
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安徽某硫化铅锌矿嵌布粒度微细、伴生关系复杂、含泥量大且原矿品位低,通过多种方案的比较,采用碳酸钠作pH调整剂、亚硫酸钠与硫酸锌组合抑制闪锌矿、硫氮9#作捕收剂优先选铅;选铅尾矿添加石灰调浆,用硫酸铜作活化剂,丁基黄药选锌的试验方案,获得了含铅50.60%、含锌3.93%、铅回收率为87.78%的铅精矿,以及含锌47.75%、含铅0.48%、锌回收率为88.58%的锌精矿. 相似文献
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某多金属硫化矿铜锌分离试验研究 总被引:1,自引:1,他引:0
普仓凤 《有色金属(选矿部分)》2012,(1):22-24
针对某多金属硫化矿铜锌分离开展浮选试验研究,试验研究结果表明,因部分黄铜矿、闪锌矿与黄铁矿难以单体解离,导致原矿细磨后铜锌完全分离难以实现。通过试验研究,采用抑锌浮铜、铜粗精矿再磨的工艺流程,配合组合抑制剂抑制闪锌矿和黄铁矿,成功实现了铜锌的有效分离。 相似文献
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多金属原生硫化矿铜锌分离试验研究 总被引:3,自引:3,他引:0
某铜锌多金属硫化矿含铜0.63%、含锌0.41%,矿石氧化率较低,属易浮铜锌多金属原生硫化矿。针对现场生产铜锌精矿互含较高、铜锌分离不理想的问题,试验研究确定了优先浮铜—铜尾浮锌的优先浮选方案,控制磨矿细度-74μm粒级占80%,通过原矿"一次粗选、三次精选、一次扫选"浮铜+铜尾矿"一次粗选、三次精选、二次扫选"浮锌的工艺流程,利用组合抑制剂碳酸钠+水玻璃加强对脉石矿物抑制,组合抑制剂亚硫酸钠+硫酸锌加强对含锌矿物抑制,最终获得了铜精矿铜品位22.30%、锌品位1.37%,铜回收率89.91%;锌精矿锌品位18.71%、铜品位0.96%,锌回收率78.49%的良好指标,对比现场生产指标有了极大改善,铜锌综合回收利用效果显著。 相似文献