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相似文献
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1.
某富银氧化铜矿中银分别以游离银和载体银两种形式存在,其中银载体矿物主要为氧化铜矿、少量为硫化铜矿.为了最大限度地提高银回收率,采用"先浮选游离银及硫化铜矿-后浮选氧化铜矿"的优先浮选工艺,配合银的高效捕收剂LF-105,在原矿银品位335.56g/t、铜品位4.91%的条件下,获得银品位4417.11g/t、回收率85.69%的银精矿,及银品位310.45g/t、银回收率11.59%、铜品位27.98%、铜回收率71.36%的富银铜精矿,银总回收率可达97.28%,实现了铜矿中共伴生银资源的综合利用.  相似文献   

2.
国外某铜矿石中铜矿物种类多且性质复杂而难选。针对可浮性不同的铜矿物进行了浮选流程结构的选择以及分段硫化浮选技术的研究,在原矿铜品位4.54%和银品位55.41 g/t的条件下,采用优先浮选硫化铜,再硫化浮选氧化铜的工艺,最终获得了铜和银的总回收率分别为87.39%、79.26%的技术指标。  相似文献   

3.
为了解决陕西某含银氧化铜矿选矿厂铜回收率低的问题,在矿石性质研究的基础上,进行了详细的选矿试验研究。结果表明,原矿含铜1.24%、银37.2 g/t,铜主要以孔雀石和蓝铜矿的形式存在,银主要赋存于氧化铜矿物中。针对目的矿物嵌布粒度细、硫化速度慢、易泥化的特点,以硫化钠+硫酸铵为组合硫化剂,以异戊基黄药+苯甲羟肟酸为组合捕收剂,采用原矿硫化—浮选—中矿集中再磨再选的工艺流程,最终浮选闭路试验获得了精矿铜品位18.09%、铜回收率89.47%、银品位477.56 g/t、银回收率80.60%的良好指标。该工艺为解决氧化铜矿生产中铜、银选别指标差的问题提供了技术依据。  相似文献   

4.
四川某氧化铜矿石选矿试验研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
四川某氧化铜矿石因氧化程度深、结合氧化铜占有率高而难选。对该矿石采用先浮选硫化铜矿物,再硫化浮选氧化铜矿物的工艺流程进行试验,并在氧化铜矿物浮选过程中辅以脱泥手段,有效地回收了铜矿物,同时使少量伴生贵金属银得到了富集,所得铜精矿铜品位为19.88%,铜回收率为64.22%,含银72.96 g/t。  相似文献   

5.
对云南某高碳酸盐型含银氧化铜矿进行铜银同步浮选实验研究。结果表明,通过闭路实验,可获得铜银精矿Cu品位22.03%,Cu回收率71.69%, Ag品位1095 g/t,Ag回收率81.90%的技术指标。采用此同步浮选工艺可有效选别该含银氧化铜矿。   相似文献   

6.
西藏某氧化铜矿石选矿试验研究   总被引:7,自引:2,他引:7  
对西藏某氧化铜矿石进行了可选性试验研究。试验根据矿石的工艺矿物学特性,以传统的硫化浮选工艺为基础,采用“硫氧分步粗选-粗精矿混合精选”的工艺流程并辅之以新型高效浮选药剂,有效地选别和综合回收了矿石中的有价元素铜和伴生金、银。闭路试验指标为,铜精矿品位31.66%、回收率83.25%,铜精矿含金1.50g/t、银106g/t,金、银回收率分别为78.62%、64.35%。  相似文献   

7.
针对云南某含银砷的硫化铜矿,查明了化学多元素、矿物组成、嵌布粒度和单体解离度等工艺矿物学特性,对比了混合浮选和等可浮选两种方案的选别指标。结果表明,在原矿铜、砷、银品位分别为0.41%、1.82%、16.24g/t条件下,等可浮选方案获得了铜品位为22.11%,铜回收率为66.32%的铜精矿,其中砷含量为0.45%,银品位和银回收率为438.48g/t、33.21%;混合浮选方案获得了铜品位为20.14%,铜回收率为75.14%的铜精矿,其中砷品位为0.81%,银品位和银回收率分别为413.75g/t、38.98%。混合浮选方案比等可浮选方案获得的选别指标要好,但砷含量较高。由此可以看出,铜精矿中砷品位与铜、银回收率呈同步升降关系。  相似文献   

8.
某铜银矿矿石中有用组分铜含量低,伴生贵金属银含量较高,矿石成分较复杂,金属分布不均匀,含泥较高,氧化铜嵌布粒度较细,属难选氧化铜矿。试验研究了不同磨矿细度、药剂用量和工艺流程条件下的分选效果,结果表明:硫化矿、氧化矿混合浮选铜银矿药剂简单而且指标良好;当原矿磨矿细度达到-0.075mm占90.77%时,相对入选原矿量,在调整剂水玻璃用量500g/t、石灰用量500g/t、硫化剂硫化钠用量300g/t、捕收剂Y89黄药用量100g/t、戊基黄药用量100g/t、丁铵黑药用量80g/t、Z-200用量20g/t的条件下,采用"硫氧混浮一粗三扫三精"浮选流程,闭路试验得到的铜精矿品位为26.89%,铜回收率为89.39%;银精矿品位为2 320.30g/t,银回收率为88.35%。  相似文献   

9.
对云南某氧化铜银矿实验室小型试验研究表明,采用新型捕收剂LW61作为氧化铜捕收剂浮选,铜精矿中铜回收率为74.59%,铜品位15.21%,含银1 035.24 g/t,银回收率65.29%,该指标比较理想。  相似文献   

10.
内蒙古某含银铜矿石,由于其铜氧化率达20.16%,采用常规浮选工艺回收率较低。针对这种情况,采用优先浮选硫化铜后浮选氧化铜的原则流程,以丁基黄药与Z200质量比为3 GA6FA 1的组合捕收剂为硫化铜的捕收剂,以Na2S为氧化铜调整剂,采用丁基黄药与羟肟酸钠混合捕收剂为氧化铜捕收剂。在磨矿细度为-0.074 mm占80%的条件下进行闭路试验,硫化铜经1次粗选和2次扫选,氧化铜经1次粗选1次扫选,所获得的硫化铜和氧化铜粗精矿混合产物经过4次精选,最终可获得铜品位为19.18%、银品位为2 308 g/t,铜回收率为80.90%、银回收率为81.03%的铜精矿产品。   相似文献   

11.
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   

12.
辽宁葫芦岛地区某金、银品位较高的铜铅锌多金属硫化矿石结构构造复杂,铜、铅、锌分离难度较大。为高效开发利用该矿石,按优先混浮铜铅-混浮精矿铜铅分离-混浮尾矿抑硫浮锌的原则流程对该矿石进行了系统的选矿试验。结果表明,采用2粗1扫2精铜铅混浮、1粗2扫3精铜铅分离、1粗2扫2精选锌、中矿顺序返回的闭路流程处理该矿石,最终获得了铜、金、银品位分别为20.88%、2.37 g/t、1 808 g/t,铜、金、银回收率分别为85.72%、46.27%、22.46%的铜精矿,铅、金、银品位分别为63.13%、0.99 g/t、5 973 g/t,铅、金、银回收率分别为80.00%、19.57%、75.16%的铅精矿,锌、金、银品位分别为55.96%、0.35 g/t、37.80 g/t,锌、金、银回收率分别为84.21%、10.47%、0.72%的锌精矿,较好地实现了铜、铅、锌的分离回收。  相似文献   

13.
为获得高品质的银铅精矿,对某高硫银铅锌多金属矿石分别进行异步浮选—粗精矿全部再磨浮选、异步快速浮选—中矿集中再磨浮选和分段分速异步浮选—粗精矿部分再磨浮选试验。试验结果表明:在磨矿细度为-0.074 mm 70%的情况下,分段分速异步浮选—粗精矿部分再磨浮选优于其余两种工艺,浮选流程获得的银铅精矿银品位621 g/t、银回收率54.18%,铜品位0.84%、铜回收率34.62%,铅品位62.78%、铅回收率89.42%,锌品位6.45%、锌回收率5.83%。  相似文献   

14.
李婷  李国栋 《金属矿山》2015,44(9):54-57
西北某铜锌矿石矿物种类繁多、铜锌矿物及其与脉石矿物嵌布关系复杂,单体解离难度大且锌矿物极易上浮,属于典型的难处理铜锌矿。为了合理开发利用该矿石资源,采用优先浮选工艺进行了选矿试验。结果表明:矿石在磨矿细度为-0.074 mm占85%的情况下,采用1粗1扫选铜、铜粗精矿再磨至-0.045 mm占85%后再3次精选、选铜尾矿1粗1扫2精选锌、中矿顺序返回闭路流程处理,可获得铜品位为20.15%、含银576.40 g/t、含锌4.66%、铜回收率为77.32%、银回收率为46.67%的铜精矿,以及锌品位为45.21%、含银153.80 g/t、含铜0.52%、锌回收率为86.15%、银回收率为44.73%的锌精矿。试验取得了理想的铜锌银回收效果。  相似文献   

15.
活化剂DZ-602在某氧化铜矿选矿试验中的应用   总被引:3,自引:2,他引:1  
介绍西藏某氧化铜矿的矿物组成及矿石性质。针对原矿性质,进行了相应的浸出试验和浮选试验。在浮选流程中,选用高效活化剂DZ-602配合硫化钠组合使用,以增加氧化铜矿物表面的疏水性,取得了很好的选别效果。闭路试验指标为,铜精矿品位17.13%,铜精矿回收率69.21%,铜精矿含银1822g/t。  相似文献   

16.
浙江某银多金属矿石银、铜、铅、锌含量分别为153 g/t、0.29%、0.83%、1.41%,铜、铅、锌主要以硫化物形式存在,主要有用矿物黄铜矿、方铅矿、闪锌矿之间以及与毒砂之间连生紧密,嵌布粒度粗细不均且形状不规则。为高效开发利用该矿石资源,在工艺矿物学研究基础上进行了选矿试验研究。试验结果表明,在磨矿细度为-0.045 mm占91.4%的情况下,采用1粗4精1扫铜铅混浮、铜铅混合精矿1粗2精2扫抑铅浮铜、混浮尾矿1粗4精2扫、中矿顺序返回流程处理,可取得铜品位为22.47%、银品位为1 373 g/t、铜回收率为69.08%、银回收率为8.02%的铜精矿,铅品位为40.63%、银品位为6 585 g/t、铅回收率为81.14%、银回收率为71.64%的铅精矿,锌品位为41.72%、银品位为197 g/t、锌回收率为79.85%、银回收率为3.48%的锌精矿。试验闭路流程是该矿石高效开发利用流程。  相似文献   

17.
西藏某石英脉金矿主要载金矿物为银金矿,嵌布粒度较细且不均匀,金品位3.22g/t,为主要回收元素,银品位19.50g/t,为可综合回收元素。针对矿石性质,采用浮选-浮选尾矿氰化浸出联合工艺流程对矿石中的金进行回收。经一粗一精二扫、中矿顺序返回的闭路浮选流程,可获得浮选金精矿含金95.81g/t、金回收率84.34%的指标;浮选尾矿进行氰化浸出,金作业浸出率为79.31%,对原矿回收率为12.42%。联合工艺最终获得金总回收率96.76%的指标。其中浮选金精矿中银品位为407.01g/t、金尾矿中银品位为5.97g/t、精矿银回收率为68.78%,氰化浸出作业中银作业浸出率为51.53%,对原矿浸出率为15.98%,银综合回收率为84.76%。  相似文献   

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