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相似文献
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1.
采用浮选?浸出工艺处理含铜0.94%的玄武岩型氧化铜矿,该铜矿物氧化率高,嵌布粒度较细,属于低品位难选氧化铜。通过硫化浮选法回收部分氧化铜矿及硫化铜矿,可得到品位为16.2%,回收率为50.7%的浮选铜精矿,通过硫酸浸出法回收浮选尾矿中的细粒级铜矿物,浸出率达87%,此浮选-浸出工艺实现了铜矿物的有效回收。  相似文献   

2.
采用浮选-浸出工艺处理含铜0.94%的玄武岩型氧化铜矿,该铜矿物氧化率高,嵌布粒度较细,属于低品位难选氧化铜.通过硫化浮选法回收部分氧化铜矿及硫化铜矿,可得到品位为16.2%,回收率为50.7%的浮选铜精矿,通过硫酸浸出法回收浮选尾矿中的细粒级铜矿物,浸出率达87%,此浮选-浸出工艺实现了铜矿物的有效回收.  相似文献   

3.
非洲赞比亚穆利亚希混合铜矿中铜品位为1.46%,铜矿物氧化率高,为76.92%,其中难选的结合氧化铜含量较高,结合率为39.16%,导致该矿石的选别难度极大。采用显微镜观察、矿物参数自动定量分析系统(MLA)等手段进行工艺矿物学研究,发现矿石中存在铁质矿物浸染结合铜和包裹氧化铜的现象,硅孔雀石和孔雀石与褐铁矿和黑云母包裹且嵌布粒度较细,造成矿石选别困难。依据工艺矿物学研究结果确定了适宜的选别流程,浮选闭路采用一粗一精一扫流程,可得到铜精矿品位为29.89%,回收率为30.56%,浮选尾矿采用加温酸浸法,可得到铜浸出率为82.19%,高效回收了难选混合铜矿中的铜资源。  相似文献   

4.
难选氧化铜矿浸出—置换—浮选试验研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
袁盛朝  戈保梁 《矿冶》2008,17(1):53-54
某难选氧化铜矿石氧化率和结合率高,用浮选方法处理,选别指标不理想。为了提高铜精矿指标,提出了搅拌浸出—置换—浮选和搅拌浸出—萃取—电积两个工艺流程方案。结果表明,搅拌浸出—置换—浮选方案从原铜矿石中回收铜效果更佳,获得了铜精矿品位35.81%,回收率92.92%的较好指标。  相似文献   

5.
新疆泥质难选氧化铜矿浮选试验研究   总被引:3,自引:1,他引:2  
新疆某氧化铜矿原矿品位为1.03%,原矿中铜矿物种类多,矿石可浮性差异大,且以并不多见的难选赤铜矿为主,氧化率高,钙镁等碱性脉石含量也较高,同时,原矿中-20μm矿泥含量高达60%,属于泥质难选铜矿,且该矿泥是以火山尘的形式存在,大量矿泥的存在不仅消耗大量药剂,增加了操作难度,而且还恶化浮选环境,导致铜精矿品位和回收率低.由于采用传统的浮选药剂不能有效处理该矿石,因此,在原矿性质研究基础之上,采用一粗二精三扫一精扫的闭路流程,通过添加高效组合矿泥抑制剂CHO+A22,有效地抑制了矿泥在浮选过程的上浮,解决了浮选过程泡沫多且矿浆粘性大的问题,使整个浮选工艺顺畅进行,最终获得了铜品位18.18%,铜回收率为75.04%的良好指标,为高泥难选氧化铜矿的分选提供了一条新途径.   相似文献   

6.
某难选氧化铜矿含铜4.70%,氧化率达到84.89%。铜矿物以孔雀石、辉铜矿和硅孔雀石为主。通过实验室试验浮选药剂制度与工艺的优化,氧化铜精矿品位从22.69%变为22.66%,铜回收率从63.78%提高至68.81%。铜矿回收率得到了较大提高。针对现有生产流程进一步进行了药剂制度及工艺流程的优化,优化后在总浮选精矿品位相差不大的情况下,铜总回收率从76.17%提高到了81.57%。  相似文献   

7.
介绍了某矿区高氧化率铜矿石的性质,对该高氧化率铜矿石进行了详细的条件试验研究,在原矿铜品位为0.99%,铜氧化率高达60.79%的情况下,试验采用两粗三精两扫浮选工艺流程,获得了铜精矿铜品位为17.47%、铜回收率为63.45%的选矿指标,为该高氧化率铜矿石的开发利用提供了技术依据。  相似文献   

8.
云南某铜矿,铜品位仅0.47%,氧化率为23.02%;矿物组成虽简单,但对浮选有害的碱性脉石矿物含量较高;总体来看,该矿属低品位难选硫氧混合型铜矿。针对该矿的性质特点,对其进行了浮选试验研究,结果表明:在丁黄药 丁铵黑药(2:1)组合作为捕收剂、其用量150g/t,磨矿细度85%-200目,活化剂硫化钠用量500 g/t的条件下,采用“一粗-一扫-三精”浮选工艺,可获得较好的技术指标,最终铜精矿品位和回收率高达17.56%和90.80%,为低品位难选硫氧混合型铜矿资源的开发利用提供了有力的参考依据。   相似文献   

9.
本文针对新疆低品位高氧化难选铜矿进行了试验研究,试验通过筛分和浮选试验,系统考察了粒度分布、浮选pH值、药剂制度等对铜回收率的影响。结果表明碱性环境有利于铜的浮选回收,采用HCC、异戊基钾黄药组合及其与异戊基钠黄药三种捕收剂的组合使用,能实现铜的高效回收。在pH值为10,HCC、异戊基钠黄药和异戊基钾黄药配比为1:3:2的条件下,闭路浮选铜回收率达81.32%,现场生产铜浮选回收率达75.27%。  相似文献   

10.
西藏玉龙氧硫混合铜矿选矿试验研究   总被引:5,自引:1,他引:4  
针对玉龙氧硫混合铜矿黄铁矿含量高、氧化率较高、次生铜含量大、易泥化脉石含量高、矿石性质复杂等特点,开展了多种流程结构的选矿试验及生物浸出试验。通过试验结果对比,推荐采用部分铜硫混合浮选-铜硫分离浮选工艺,可得到铜精矿铜品位19.54%,铜回收率82.07%的较好技术指标。  相似文献   

11.
西藏某低品位氧化铜矿是一高氧化率的氧化铜矿。原矿含铜1.14%,其中氧化铜占其总铜量的92.7%。矿石中可选含铜矿物主要为孔雀石和赤铜矿。选矿试验结果表明,采用硫化浮选法,可获得含铜25.35%,回收率73.91%的铜精矿,选别效果较好。  相似文献   

12.
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   

13.
云南某铜矿石属典型的低品位、高氧化率硫 氧混合型铜矿石,含铜033%,其中硫化铜占有率为4909%,氧化铜占有率为5091%。为确定该矿石的开发利用工艺,进行了选矿试验研究。结果表明,在磨矿细度为-0074 mm占8640%的情况下,采用1粗3精1扫流程浮选硫化铜矿物、1粗3精1扫流程浮选氧化铜矿物,可获得铜品位1858%、回收率7755%、金品位423 g/t的铜精矿。试验指标良好,实现了低品位硫 氧混合型铜矿石中铜、金的高效综合回收,可作为该矿石开发利用工艺设计的依据。  相似文献   

14.
摘要:丽江某难处理氧化铜矿尾矿品位为0.58%,原矿中铜矿物种类多,矿石可浮性差异大,氧化率高,钙镁等碱性脉石含量较高,矿泥含量较高,属于泥质铜矿。大量矿泥的存在不仅消耗大量药剂,增加了操作控制难度,导致铜精矿品位和回收率低。因此,在原矿性质研究基础之上,试验采用两次粗选、两次扫选、一次精选的工艺流程,通过添加高效活化剂HS,有效地活化了目的矿物的上浮,最终获得了铜品位15.36%,铜回收率为83.80%的铜精矿,试验指标良好。   相似文献   

15.
刘阅兵 《矿冶》2014,23(4):28-30
云南金山氧化铜矿含铜3.184%,氧化率70.85%,属于高氧化率的氧化铜矿石。针对该矿石的特点,采用硫化浮选工艺,两次粗选、一次精选、三次扫选,获得铜精矿品位为22.087%、回收率为87.06%的良好指标,为开发该铜矿资源奠定了试验基础。  相似文献   

16.
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   

17.
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   

18.
赞比亚谦比希西矿体铜矿矿物种类多,Cu、Fe、S和Al2O3含量分别为1.69%、3.94%、1.61%和14.70%,属高铝复杂难选铜矿。为给该矿石浮选工艺确定提供依据,对西矿体矿石进行了浮选工艺研究。试验确定采用先选硫化铜矿再选氧化铜矿的优先浮选工艺流程。以水玻璃为矿浆分散剂、氧化钙为抑制剂、丁基黄药为捕收剂、2#油为起泡剂,进行硫化铜浮选,硫化铜浮选尾矿以硫化钠为活化剂、丁胺黑药+丁基黄药为混合捕收剂,进行氧化铜浮选,硫化铜与氧化铜浮选粗精矿混合后经3次精选,闭路试验可获得铜品位22.75%、铜回收率71.89%的浮选铜精矿,以及铜品位0.49%的浮选尾矿。  相似文献   

19.
对西藏某铜矿的试验样品进行了先选硫化铜、再选氧化铜的浮选工艺流程研究,采用该流程获得的指标为:硫化铜精矿品位33.83%、回收率69.71%;氧化铜精矿品位16.84%、回收率17.35%;总精矿品位28.17%,铜回收率87.06%。由于尾矿中铜品位尚有0.40%,经制片镜下检查表明,损失于尾矿中的铜主要是氧化铜,其存在形式主要以包裹体存在于脉石中,因此对该工艺流程的尾矿进行了再处理。对闭路浮选试验尾矿分别进行了氨和硫酸不同浓度、不同浸出时间的浸出试验,试验结果表明,用一定量的硫酸浸出可将尾矿铜降至0.11%,充分表明了该铜矿具有较高的资源价值。  相似文献   

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