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相似文献
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1.
为了合理开发利用某含金硫化铜矿资源,开展了工艺矿物学和选矿综合利用试验研究。研究显示,矿石中主要有价元素铜品位为0.57%,伴生元素金品位为1.56 g/t;铜主要以黄铜矿的形式存在,金主要以自然金和银金矿的形式赋存,其载体矿物多为黄铁矿和黄铜矿。以YZ-05为捕收剂,采用“铜金硫混合浮选—铜硫分离—硫精矿再磨—金硫分离”的分选试验流程,闭路试验得到了铜精矿、金精矿和硫精矿,其中铜精矿Cu品位为19.57%、回收率88.7%,Au品位为36.93 g/t、回收率65.5%,Ag品位为61.00 g/t,回收率46.70%;金精矿Au品位42.27 g/t、回收率21.1%金综合回收率为86.6%;硫精矿中S品位为48.24%,回收率为69.70%。该研究为此矿石的综合回收利用提供了技术依据。  相似文献   

2.
国外某低品位含金硫化铜矿石含铜0.36%、金0.08 g/t,针对该金、铜矿物嵌布粒度细,且主要与黄铁矿致密共生的性质特点,采用了"全硫混浮—混合粗精矿再磨—铜硫分离"的选矿工艺流程。闭路试验获得铜精矿含铜24.65%、含金4.21 g/t,铜回收率为90.19%、金回收率为68.24%,以及硫精矿含硫45.97%、硫回收率68.96%的良好试验指标,实现了铜、金资源的高效回收。   相似文献   

3.
对青海某铜品位1.00%、钼品位0.067%、金含量3.04 g/t的铜多金属矿进行了选矿试验研究。采用铜钼等可浮-铜钼分离-铜钼等可浮尾矿选硫的工艺流程,闭路试验获得了钼精矿钼品位48.52%、钼回收率86.49%,铜精矿铜品位19.44%、铜回收率94.72%、铜精矿中含金57.10 g/t、金回收率90.44%,硫精矿硫品位36.56%、硫回收率32.84%。  相似文献   

4.
为了确定青海某低品位复杂难选铅锌矿石的选矿工艺,在工艺矿物学研究的基础上进行了选矿试验研究。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占75%的情况下,采用铜铅混合浮选—混合精矿铜铅硫分离—铜铅混浮尾矿浮选选锌流程处理矿石,可获得铜品位为14.20%、含金26.77g/t、含银466.40 g/t、铜回收率为16.55%的铜精矿,铅品位41.22%、含银63.60 g/t、铅回收率为69.92%、银回收率为16.84%的铅精矿,锌品位为40.96%、含银53.40g/t、锌回收率为67.04%、银回收率为23.13%的锌精矿,以及硫品位为38.41%、含金13.92 g/t、含银163.90 g/t、硫回收率为14.16%、金回收率为23.71%、银回收率为15.92%的硫精矿。  相似文献   

5.
陕西某地金矿中含金5.78g/t,伴生有价低品位银、铜、铅、硫(6.75g/t、0.22%、0.28%、3.05%),为高效回收金及伴生的低品位有价元素。在工艺矿物学研究的基础上,采用混合浮选-抑硫-铜铅分离的工艺流程,可获得Au品位为22.46g/t,Ag品位117.39g/t,Pb品位13.30%,Au回收率23.55%,Ag回收率6.06%,Pb回收率为66.73%的铅金精矿。铜金精矿中Cu品位为22.95%,Au品位为486.36g/t,Ag品位为328.41g/t,Cu回收率87.45%,Au回收率72.92%,Ag回收率42.01%。硫精矿中S品位49.76%,S回收率68.46%。为该金矿资源的综合利用提供了技术依据。  相似文献   

6.
某铜锌硫多金属矿选矿试验研究   总被引:2,自引:1,他引:1  
某铜锌矿石含铜2.86%、锌1.30%、硫29.15%、金1.00g/t、银39.16g/t,试验研究表明,在磨矿细度-74μm占80%的条件下,采用部分混合—优先浮选流程粗选,混合粗精矿再磨后进行铜、锌分离浮选,最终可获得含铜25.91%、回收率为85.23%的铜精矿,含锌32.14%、回收率为83.40%的锌精矿,含硫50.98%、回收率为82.21%的硫精矿。  相似文献   

7.
针对某低品位铅锌硫多金属硫化矿石的性质特点,经过浮选工艺小型试验研究,采用粗磨—全硫混合浮选—混合精矿再磨—铅锌(硫)分离的原则流程,能获得较好的技术指标。最终获得含铅58.48%,含锌5.62%,含金15.97 g/t,含银12 896.75 g/t,铅回收率77.18%,金回收率35.23%,银回收率80.46%的铅精矿;含铅0.13%,含锌57.85%,含金0.87 g/t,含银196.79 g/t,锌回收率88.95%的锌精矿;含金3.91 g/t,硫42.36%,金、硫回收率分别为46.41%和59.15%的硫精矿,实现了资源综合回收,从而为合理开发该矿石资源提供了依据。  相似文献   

8.
高起方 《矿冶》2020,29(1):32-36
某高铁铜硫多金属矿铁品位45.80%、铜品位0.48%、硫品位2.3%、金品位0.24g/t,有用矿物相互嵌布影响分选效果。采用"铜硫混合浮选—浮选尾矿磁选回收铁—铜硫分离"的联合工艺流程处理该矿石,并采用Mos-2+MA-1组合捕收剂捕收、铜硫粗精矿再磨及强化扫选等手段,可获得铜品位20.14%、金品位8.73g/t、铜回收率88.53%、金回收率76.75%的铜精矿;硫品位41.56%、硫回收率77.70%的硫精矿;铁品位67.83%、铁回收率90.24%的铁精矿,实现了矿石中铁、铜、硫、金的高效回收。  相似文献   

9.
采用浮选工艺回收堆存尾矿中的金、银、铜、硫等有价金属元素。金、银富集在铜精矿与硫精矿中,最终得到含金82.17g/t,含银1 921.68g/t,含铜15.46%的铜精矿;含金4.13g/t,含银156.20g/t,含硫41.36%的硫精矿。实现了有用元素的综合回收。  相似文献   

10.
国外某高砷铜金矿石金、铜、砷品位分别为3.46 g/t、1.028%、1.16%,为高效开发利用该矿石资源,进行了系统的浮选试验以及加压预氧化、氰化浸金试验研究,确定采用混合浮选—铜砷(硫)分离—硫砷精矿加压预氧化氰化浸金—尾矿直接氰化的选冶联合工艺。试验结果表明:原矿在磨矿细度为-0.074 mm占85%时,经1粗2扫混合浮选,混浮精矿再磨至-0.038 mm占85%,经1粗2精1扫铜砷(硫)分离获得铜、金、砷品位分别为22.49%、27.43g/t、0.42%,铜、金、砷回收率分别为87.99%、35.12%、1.88%的铜精矿以及铜、金、砷品位分别为0.47%、9.03 g/t、5.90%,铜、金、砷回收率分别为6.03%、37.93%、86.57%的硫砷精矿;采用加压预氧化—氰化浸金工艺处理硫砷精矿,金对原矿的回收率达到36.19%;采用直接氰化浸金工艺处理混合浮选尾矿,金对原矿的回收率为10.77%;铜和金的选冶综合回收率分别达到87.99%、82.08%,实现了矿石中铜和金的有效回收。  相似文献   

11.
从山西某金矿尾矿中回收金锌试验研究   总被引:2,自引:2,他引:0  
介绍某金矿堆存尾矿综合回收金锌工艺试验研究,采用混合粗选、混合粗精矿顺序浮选金锌的工艺流程处理该尾矿,最终获得含金34.28 g/t、含锌10.36%、金回收率62.93%的金精矿,含金2.18 g/t、含硫37.86%、硫回收率73.46%的硫精矿,含锌45.62%、含金1.12 g/t,锌回收率67.47%的锌精矿,有效地解决了金锌分离,实现了二次资源的综合利用,对该矿可持续发展具有重要的现实意义。  相似文献   

12.
新疆某深部高硫铜锌矿石含铜1.33%、锌1.11%、硫30.68%,伴生金、银品位分别为0.23g/t和22.51g/t,主要有用矿物为黄铜矿和闪锌矿,未解离的铜锌矿物主要与黄铁矿贫连生,粒度较细。针对此特点,引进超细磨设备,采用“铜锌混浮—粗精矿再磨—抑锌浮铜—铜尾选锌”的选矿工艺进行综合回收,最终可获得铜精矿含铜28.89%、铜回收率87.77%、含锌2.14%、含金1.18g/t、含银143.63g/t,锌精矿含锌53.55%、锌回收率76.54%、含铜1.45%、含金0.97g/t、含银99.84g/t的良好技术指标。  相似文献   

13.
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   

14.
针对国内某铜硫多金属矿,含铜0.45%,硫33.65%、金1.45g/t、银41.02g/t,试验采用优选浮选工艺,铜回路采用一粗二扫二精的浮选流程并使用组合捕收剂硫脲+MOS-2的方法,获得铜精矿铜品位20.39%、铜回收率81.00%;硫回路采用一粗二扫的浮选流程并使用调整剂硫酸+捕收剂丁基黄药,通过闭路试验得到硫精矿硫品位49.68%、硫回收率96.24%,伴生金、银综合回收率分别达到91.71%、95.17%。试验指标较好,对该资源开发利用具有借鉴意义。  相似文献   

15.
对河南某银金铅锌硫化物矿进行浮选试验研究。原矿 入选品位 Ag155.40g/t、Au0.88g/t、Pb1.54%、Zn0.90%, 采用“铅 锌 硫”依次优先浮选工艺流程。闭路试验获得的 选别指 标 为:铅 精 矿 产 率 2.47%、含 Ag4681.64g/t、Au 13.87g/t、Pb57.51%,金回收率52.77%、银回收率88.53%、 铅回收率93.46%;锌精矿产率1.93%、金品位5.15g/t、银品 位197.64g/t、锌品位43.64%、金回收率15.31%、银回收率 2.92%、锌回收率84.69%;硫精矿产率3.16%、金品位4.89 g/t、银品位142.64g/t、金回收率23.80%、银回收率3.45%。  相似文献   

16.
澳大利亚某低品位铜金矿中铜以黄铜矿形式存在,金大部分以单体自然金形式存在,赋存于硫化物及脉石粒间,部分以不可见金的形式被黄铁矿包裹。黄铜矿和黄铁矿嵌布粒度较细,平均粒度0.03 mm。试验采用混合浮选—铜硫分离工艺,获得铜、金品位分别为19.02%和13.99 g/t,铜、金回收率分别为73.00%和49.29%的铜精矿;硫精矿经再磨后利用绿金浸出剂浸金,获得对原矿金浸出率14.92%,金总回收率64.21%,浸渣硫品位30.23%,可作为硫精矿销售。   相似文献   

17.
某难选铜矿石铜硫浮选分离试验   总被引:4,自引:3,他引:4  
某地难选铜矿石浮选,采用铜部分优先-混选精矿再磨分选工艺流程,用Zj-02作捕收剂、石灰作抑制剂抑硫浮铜,获得铜精矿含铜19.30%、铜回收率88.51%,铜精矿含金2.52g/t、金回收率78.71%的较好指标。  相似文献   

18.
张汉泉 《中国矿业》2012,21(9):91-94
某铜矿石铜矿物主要为黄铜矿,脉石矿物中主要是斜长石,分选过程中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,结果如下:采用混合浮选—分离浮选流程,当磨矿细度为75%-0.076mm左右时,可获得的铜精矿含铜25.31%、含金6.7g/t,铜、金回收率分别为87.50%、84.52%。试验中未获得合格的硫精矿;采用一粗一扫二精选别流程,可获得单一的铜精矿。其铜品位与回收率分别为19.13%与88.13%,铜精矿含金5.33g/t,金的回收率为89.55%。方案Ⅰ铜精矿指标较好,方案Ⅱ流程简单、生产成本低。  相似文献   

19.
原矿Cu品位2.52%,S含量达27.59%,硫化矿含量接近60%。铜硫分离十分困难;伴生Au、Ag含量极高,价值大,分别达7.8g/t、585.8g/t,应予以充分综合回收。工艺上摈弃传统优先浮选,采用混合浮选方案;在粗磨的基础上,对粗精矿进行再磨处理;药剂制度上采用新型抑制剂STY,并且加入少量硫化钠与活性炭进行脱药处理。在最佳条件下得到了铜、硫两种精矿产品,铜精矿Cu品位21.27%、回收率高达92.43%,同时铜精矿含银高达4115.8g/t、含金达34.9g/t;硫精矿S品位45%,含金7.5g/t、含银153.2g/t,铜、硫、金、银均得到了高效回收,尤其是铜硫分离效果很好。该研究为多铜硫金银多金属矿高效回收提供了一种可行的解决方案。  相似文献   

20.
某含铜铅多金属复杂原生金矿具有嵌布粒度细、载金矿物复杂多样、脉石矿物易泥化等特点,为实现 该金矿的综合利用,采用浮选载金硫化矿物的选矿工艺来实现金的预富集。矿石性质研究结果表明,该多金属硫 化物石英脉型金矿中主要有价元素为 Au,品位为 7.06 g/t,银、铅、铜的含量分别为 24.30 g/t、1.189%、0.288%;试样中 的铜以原生和次生硫化铜为主,占总铜的 86.81%;铅主要以硫化铅的形式存在,含量为 79.06%;裸露金及硫化物中 的金占总金的 94.76%。浮选试验结果表明,在磨矿细度-0.074 mm 占 60% 时,采用试验确定的最佳浮选药剂制度, 经过 1 粗 2 精 2 扫闭路浮选流程,可获得金品位 220.72 g/t、银品位 829.95 g/t,金回收率 76.91% 和银回收率 84.02% 的 含金铜铅混合精矿,此时铜品位 9.334%、回收率 79.73%,铅品位 34.322%、回收率 71.01%;此外,还获得了硫品位 26.20%、回收率 78.90% 的硫精矿产品,选矿指标良好,实现了矿石中有价元素金、银、铜、铅、硫的综合回收。  相似文献   

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