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相似文献
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1.
针对吉林省白山市大横路铜钴矿的矿石性质,试验研究了浮选回收铜钴矿的工艺流程、药剂制度及所能达到的选别指标。在入选铜品位为0.093%,钴品位为0.062%,磨矿细度-74μm的条件下,铜经过一次粗选、二次精选、二次扫选,钴经过一次粗选、二次扫选可分别获得混合精矿铜的品位13.06%,回收率70.53%,钴的品位0.69%,回收率73.04%。  相似文献   

2.
根据对铜矿的工艺矿物学分析,制定了先混合浮选后铜硫分离的工艺流程。通过单因素试验确定了混合浮选粗选丁基黄药与丁铵黑药最佳用量为180 g/t+90 g/t,二段磨矿最佳磨矿细度为-0.045 mm含量为80%,铜硫分离粗选捕收剂Z-200最佳用量为30 g/t。采用响应曲面法对铜硫分离抑制剂用量进行优化,结果表明抑制剂的最佳用量分别为Na2S 119.43 g/t、CaO 1874 g/t、KG 498.26 g/t,在该条件下软件模拟得到Cu品位和回收率分别为8.47%、95.67%,与实际优化浮选试验结果相近。采用上诉最佳药剂制度进行闭路试验,最终获得Cu品位23.64%、Cu回收率92.54%的铜精矿和S品位43.45%、S回收率82.86%的硫精矿。  相似文献   

3.
对贵州某地的玄武岩型氧化铜矿进行了可选性试验研究.对氧化矿采用的硫化浮选方法经试验不适合本矿,故采用离析浮选.采用离析、一次粗选的试验指标为:铜精矿品位26.70%,铜回收率84.36%.  相似文献   

4.
黑龙江某铜矿石中有用金属矿物主要以黄铜矿和银为主,并伴生有砷、辉铋矿、黄铁矿和闪锌矿等。在对原矿进行化学成分分析、物相分析和工艺矿物学研究的基础上,进行了浮选实验研究,确定了最佳浮选实验流程。在原矿铜品位为0.95%,银品位11g/t时,闭路试验获得铜精矿品位为18.79%,回收率为96.53%,银品位为175g/t,回收率为78.27%的选别指标。  相似文献   

5.
细粒嵌布型铜锌硫化矿采用粗磨后混合浮选工艺,具有回收率高和成本低的优势,但对所产出的混合精矿,亟需解决铜、锌、硫之间的高效彻底分离。云南玉溪地区铜锌硫混合粗精矿,其细度为-74μm 75%,含Cu 2.45%、Zn 4.93%、S 31.21%,笔者采用粗精矿再磨-铜、锌、硫选择性浮选分离工艺,研究了再磨细度、药剂种类、用量等因素对各矿物分离效果的影响。当粗精矿再磨细度为-38μm90%时,闭路试验获得品位和回收率均较高的铜、锌和硫精矿产品,铜精矿含Cu 21.00%,Cu回收率84.27%,锌精矿含Zn 48.37%,Zn回收率85.94%,硫精矿含S37.90%,S回收率82.85%,混合精矿中的铜矿物、锌矿物、硫矿物均实现了较彻底的分离。本研究为铜多金属混合精矿的有效分离提供了一种可资借鉴的方法。  相似文献   

6.
四川省冶金地质勘查院对西藏冲江低品位含钼混合铜矿石进行选矿试验研究,针对氧化铜矿物的特性,使用螯合捕收剂B-135,采用的硫、氧混合浮选工艺使铜的回收率从77%提高至80%,同时采用铜钼混合浮选—精矿抑铜浮钼工艺流程,获得含铜20%、回收率79%的铜精矿和含钼48%、回收率87%的钼精矿。本研究使硫、氧混合浮选工艺在选别含钼混合铜矿石中得到了应用。  相似文献   

7.
湖南宝山铜矿是矽卡岩型铜铋铜钨矿床,主要矿石矿物有黄铜矿、辉铜矿、辉钼矿、辉铋矿、黄铁矿等。选厂采用部分混合—优先浮选流程回收铜精矿、钼精矿、硫精矿。原设计的铜钼混合粗选作业中,只采用煤油作捕收剂,铜的回收率低(<50%);原设计的铜钼分离作业中,只采用大量Na_2S作抑制剂,钼精矿的产品长期达不到一级品(含Mo 47%),影响企业经济效益的提高。  相似文献   

8.
郎淳慧  李伟 《吉林地质》2006,25(2):61-66
根据赤柏松铜镍矿石中含泥量大,品位低,嵌布粒度细的特点,通过试验研究,选取了中矿再磨再选和粗选尾矿再磨再选的浮选工艺流程,用纤维素抑制矿泥(脉石),JY 406作为铜、镍分离的抑制剂,两种工艺流程均获得到了较理想的试验指标。  相似文献   

9.
采用生物氧化技术和化学方法,利用堆浸工艺分步提取,对含Au 140~150 g/t、Ag 900~1 000 g/t、B i 9.0%~10.0%、Cu14%~17%的多金属浮选金精矿的综合回收工艺进行了研究。经小型搅拌试验,确定了生物氧化浸铜—氰化浸金、NaC l-FeC l3-HC l体系(氯盐法)浸出铋和银的技术方法。通过柱浸试验,研究了利用该方法分步浸取Au、Ag、Cu和B i在堆浸工艺中的可行性。在10 t精矿的扩大试验验中,验证了柱浸试验所取得的工艺指标和参数。试验中掺入骨架材料,解决了精矿在堆浸中的渗透问题;生物氧化过程中,菌种在含高浓度铜离子浸出液中反复驯化,对铜的耐受力提高到30 g/L;在NaC l-FeC l3-HC l体系浸出B i和Ag时,用H2O2将浸出液中的Fe2+氧化成Fe3+,使浸出液能循环使用,且B i和Ag同时浸出。Au、Ag、Cu和B i的最终浸出率分别为92.98%、65.09%、45.33%和53.49%。  相似文献   

10.
以赣西北某矿床的铜矿石为研究对象,根据矿石性质,采用浮选工艺流程选别矿石。在条件试验的基础上,采用"一粗一扫三精"的浮选流程,闭路试验最终得到产率为3.29%的铜精矿,铜精矿中含铜、硫、钼、银分别为16.09%、31.74%、0.19%、124.5×10~(-6),铜、硫、钼、银回收率分别达到92.40%、86.95%、41.98%、51.20%,且铅、锌、砷含量满足铜精矿质量要求,矿石具有较好的可选性。  相似文献   

11.
通过浮选试验、吸附量分析和Zeta电位测试,研究阿拉伯胶在黄铜矿与滑石浮选分离中的作用,并考察其作用机理。结果表明,在本研究设定的pH范围内,黄铜矿及滑石在丁基黄药作用下具有较好的可浮性,难以实现浮选分离。阿拉伯胶在黄铜矿及滑石表面发生了吸附,但在滑石表面的吸附量显著高于在黄铜矿表面,对滑石表面电位的影响也比对黄铜矿电位的影响大。阿拉伯胶对黄铜矿及滑石均产生了抑制作用,但在pH为5~7的区间内,阿拉伯胶对黄铜矿的抑制作用较弱,对滑石的抑制作用较强。在混合矿分选中使用阿拉伯胶作抑制剂,在混合矿中铜质量分数为15.21%时,可以获得铜质量分数为29.36%,铜回收率81.82%的精矿。  相似文献   

12.
周雄  曾令熙  赵开乐 《矿物学报》2019,39(5):609-614
香格里拉铜钼多金属矿石中主要的可利用成分为钼、铜,伴生有钨等成分。为在选冶利用中选择合理高效的可利用方法,工艺矿物学研究主要针对矿石中可利用成分和相关伴生成分开展了赋存状态研究,特别是钼、铜金属矿物存在形式及其对选矿利用的影响进行了分析,为最终实现该类型矿石的高效合理利用提供基础依据。选矿实验采用"浮选-磁选-重选"联合工艺流程,获得钼精矿品位52.34%,钼回收率71.32%;铜精矿品位22.68%,铜回收率71.91%;钨精矿品位36.13%,钨回收率57.27%,从而实现了该矿中钼、铜、钨等有用元素的综合回收,验证了工艺矿物学研究结果的正确性。  相似文献   

13.
熊英  王晓雁  胡建平 《岩矿测试》2011,30(3):299-304
文章在修订GB/T 14353—1993《铜矿石、铅矿石和锌矿石化学分析方法》研究工作中,建立了电感耦合等离子体发射光谱同时测定铜铅锌矿石中铜铅锌钴镍等元素的标准分析方法。通过控制试样量和制备试样溶液的体积,可实现主量元素铜、铅、锌与次量元素钴、镍的同时测定。测定范围为铜0.002%~8.5%,铅0.01%~5%,锌0.005%~3%,钴0.001 5%~0.5%,镍0.003%~0.5%。按照相关国家标准对测量方法与结果的准确度进行8个实验室协同参加的准确度试验,统计参数结果表明在限定水平范围内方法偏倚不显著;利用方法重复性限参数,计算可能产生的最大相对偏差。分析方法精密度满足《地质矿产实验室测试质量管理规范》的要求。  相似文献   

14.
针对印尼加里曼丹岛坤甸铜多金属矿中各有价元素含量低、矿物嵌布粒度粗细不均、锌难以抑制、精矿产品质量差的问题,在抑制锌时用硫化钠配合抑制剂使锌得以有效抑制。同时也对该矿进行了不同选矿工艺比较,最终确定采用铜铅混合浮选→铜铅分离→锌浮选工艺流程对其进行选别,采用该工艺获得了良好的选别指标。  相似文献   

15.
该处矿石铜铅分离时沿用重铬钾(K2Cr2O7)抑铅,由于重铬酸钾的使用产生了大量含铬(Cr6+)废水,严重地污染了周围的环境。受企业委托选用了无毒、无污染的选矿药剂,代替重铬酸钾。试验研究结果表明,用无毒巯基乙酸钠抑铜浮铅,可实现铜铅分离,并可获得较好的浮选指标。  相似文献   

16.
张开永  刘渝燕等 《山东地质》2001,17(5):36-38,53
通过对某难处理含铜金矿的选矿试验,确定了适合该矿性质的浮选-氰化选矿工艺,获得了满意的金回收率,同时对该工艺中影响金回收的主要因素进行了讨论。  相似文献   

17.
针对云南某单一的低品位硫化钼矿,辉钼矿嵌布粒度粗细极不均匀,微细粒含量高的特点,进行了工艺矿物学与浮选回收技术研究.采用原矿粗磨—钼粗精矿再磨的阶段磨浮选矿回收工艺,以水玻璃和硫化钠做脉石矿物的抑制剂,以煤油和2#油分别作辉钼矿的捕收剂和起泡剂,对原矿Mo品位0.22%,全流程浮选闭路试验获得了钼精矿含M050.12%,回收率92.73%的浮选指标,浮选回收工艺流程合理、药剂制度简单环保.  相似文献   

18.
通过对单种药剂、混合药剂的浮选对比试验数据的直观对比 ,制定出浮选药剂最佳方案。指出采用原化皂与SA比为 2∶1和磨矿细度 - 2 0 0目占 5 1%左右为最佳 ;为制备浮选效果最佳的配方创造了条件  相似文献   

19.
针对氧化锌矿浮选分离困难、选矿指标低的问题,提出氧化锌矿硫化焙烧-浮选技术方案。以硫磺为硫化剂,通过硫化焙烧,将氧化锌矿物转化为硫化锌矿物,再使用传统的硫化矿浮选法分选。试验原矿含锌5.13%,氧化率达86.55%,主要脉石矿物为石英和方解石。通过焙烧试验,确定最佳焙烧条件为硫磺添加量3%,焙烧温度650℃,焙烧时间60 min,磨矿细度-74μm占85%;然后通过闭路浮选试验,获得锌品位38.96%、锌回收率86.33%的锌精矿。  相似文献   

20.
沈友 《矿物岩石》2002,22(1):75-76
利用HNO3-KClO3饱和液溶解矿样后,加NH4Cl蒸干破坏氮的氧化物,用六偏磷酸钠作掩蔽剂,采用I2-CCl4萃取光度法测定矿石中的铜,取得了较为满意的结果。  相似文献   

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