共查询到20条相似文献,搜索用时 234 毫秒
1.
2.
云南某低品位含铁硫化铜矿含铜0.485%,铁10.84%,硫0.382%,氧化钙6.06%,二氧化硅49.46%,三氧化二铝12.50%,氧化镁2.58%,氧化钠4.07%等;铜以独立矿物的形式赋存于黄铜矿、斑铜矿、铜蓝及孔雀石中,以黄铜矿、斑铜矿为主;铁主要以独立矿物的形式赋存于磁铁矿中,其次以类质同象的形式赋存在石英、绿泥石、角闪石、斜长石、石榴石等矿物中;矿石结构复杂,有用矿物粒度粗细极为不均。依据矿石工艺矿物学研究结果,选矿试验研究表明,该含铁硫化铜矿采用"浮选-弱磁选"的选别工艺较为适宜,获得了铜精矿品位19.95%,回收率90.72%;铁精矿品位61.24%,回收率50.09%的扩大试验技术指标。为该低品位资源利用提供了较好的技术支撑。 相似文献
3.
《矿产保护与利用》2015,(4)
针对某低品位硫化铜矿进行工艺矿物学研究,结果表明,该铜矿石矿物成分复杂,主要原生硫化铜矿物为黄铜矿,次生硫化铜矿物为铜蓝和少量辉铜矿、砷黝铜矿,氧化铜矿物为黑铜矿;脉石矿物以石英、绿帘石、石榴石、透辉石、透闪石、绿泥石、绢云母、长石为主。原矿含铜0.55%,铜在原生硫化铜和次生硫化铜矿物中的分布率分别为42.18%和36.36%。黄铜矿为细~微细粒不均匀嵌布,粒度集中在0.01~0.16 mm;铜蓝嵌布粒度则集中在0.02~0.16 mm。由于部分硫化铜矿物常和石英、磁黄铁矿共生,选择合理的磨矿细度,使细粒嵌布的铜矿物充分单体解离是本矿石获得较好选矿指标的关键。 相似文献
4.
新疆某砂岩铜矿的铜矿物主要以孔雀石为主,针对其矿石性质,采用硫化浮选回收矿石中的铜矿物,并以丁黄药作捕收剂,PZO作起泡剂,当原矿含铜1.84%时,经过一段磨矿、一次粗选、三次扫选和二次精选,获得铜精矿品位22.37%、铜回收率78.70%的技术指标。 相似文献
5.
西藏某细粒嵌布难选硫化铜矿含铜0.45%,含硫3.1%,铜氧化率9.91%,矿石中铜矿物以黄铜矿为主,黄铜矿分布极不均匀,部分呈微细粒状,与脉石不易单体解离,是影响铜矿物回收的重要因素。实验采用铜硫混浮、粗精矿再磨后铜硫分离、铜硫混浮尾矿脱硫的工艺流程,药剂制度以石灰为调整剂,A4和丁铵黑药为铜矿物捕收剂,戊基黄药为黄铁矿捕收剂,MIBC为起泡剂,闭路实验取得了良好的选矿技术指标:铜精矿铜品位25.32%,铜回收率85.56%;金品位21.02 g/t,金回收率63.37%;银品位119.25 g/t,银回收率80.53%。同时,获得一个含硫19.82%、回收率78.20%的硫精矿,矿石中的黄铁矿得到综合回收。 相似文献
6.
7.
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
8.
新疆某含石墨高钙型次生硫化铜矿石铜品位为1.95%,次生硫化铜占总铜的92.82%,主要铜矿物为斑铜矿、辉铜矿、蓝辉铜矿、铜蓝,其他金属矿物有黄铁矿等;脉石矿物以方解石、石英、云母、高岭石等为主,并含有少量片状石墨。铜矿物主要呈浸染状、团粒状、不连续脉状、细脉状产出,粒径主要为0.037~0.15 mm,与黄铁矿、石墨等脉石矿物嵌布关系密切。为了确定该矿石的合适开发利用工艺,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85%的情况下进行1粗3精2扫流程处理,获得了铜品位为23.83%、铜回收率为75.06%的铜精矿1;精选尾矿合并进行1粗2扫浮选,精选尾矿合并粗选的粗精矿再磨至-0.038 mm占97%后进行3次中矿精选,获得了铜品位为13.01%、铜回收率为14.08%的铜精矿2,综合铜精矿铜品位为21.07%、回收率为89.14%的铜精矿,较好地实现了铜矿物的分离回收。 相似文献
9.
武平银铜矿矿物间嵌布特征复杂,原有工艺流程选矿指标不是很理想,本文针对原流程存在的问题,提出铜银混合浮选-再磨-铜银分离工艺流程,在铜银分离过程中提出通过载体抑制银矿物,即通过使用氧化钙 SD-1组合药剂对银的载体矿物黄铁矿等进行抑制,从而实现铜银的有效分离。通过系统试验研究,最终获得了铜品位为20.29%,回收率为56.45%,银品位为 1670.50g/t,回收率为15.36%的合格铜精矿,以及铜品位为1.19%,回收率为36.03%,银品位为742.85g/t,回收率为74.32%的合格银精矿。银精矿中铜品位小于2%,有效防止了硫化铜矿在银矿物浸出过程中的不利影响。 相似文献
10.
《现代矿业》2017,(9)
新疆某氧化铜矿铜品位0.98%,铜主要以氧化铜和硫化铜的形式存在,氧化铜矿物和硫化铜矿物可浮性接近。为给该铜矿石资源开发利用提供技术依据,对其进行选矿试验。结果表明:(1)相比硫化-氧化异步浮选,同步浮选选别指标相近,但工艺流程相对简单;(2)对同步浮选尾矿进行强磁选试验,确定了最佳磁感应强度1.45 T、脉动频率20次/min的试验参数;(3)原矿磨矿至-0.074 mm占91%,经2粗2精3扫闭路浮选—浮选尾矿1粗1精强磁选流程处理,获得铜品位18.29%、回收率75.38%的浮选铜精矿和铜品位4.10%、回收率9.41%的磁选铜精矿,指标较好,工艺流程可供类似铜矿石选矿参考。 相似文献
11.
12.
采用自动矿物参数分析系统(MLA)分析了某矽卡岩型铜矿矿物组成、嵌布关系,测定了不同磨矿细度下原矿及混合精矿产品的粒度分布特征及解离度特征,并根据该结果对该矿石进行了选矿工艺初步研究,确定选矿流程为:磨矿、铜硫混合浮选、粗精矿再磨、铜硫分离浮选。结果表明,在磨矿细度-74μm粒级占70%、再磨细度-20μm粒级占75%条件下,可以得到铜品位20.88%、铜回收率70.42%、银品位183.9 g/t、银回收率76.78%的铜精矿和硫品位32.65%、硫回收率91.47%的硫精矿。 相似文献
13.
14.
15.
16.
复杂难选氧化铜矿高效利用工艺研究 总被引:2,自引:1,他引:1
以某含铜2.08%的难选氧化铜矿为研究对象, 针对其结合铜含量高、赋存在氧化铁矿中的铜含量大的特点, 分别进行了直接酸浸、浮选、浮选-强磁选-强磁尾分级-(磁精矿+强磁尾细粒)酸浸以及强磁选-强磁精酸浸-强磁尾浮选4种工艺对比试验。结果表明, 采用浮选-强磁选-分级-(磁精矿+强磁尾细粒)酸浸工艺流程指标较佳, 浮选获得了铜精矿铜品位22.84%、铜回收率69.49%, 酸浸铜回收率26.40%, 全流程铜总回收率为95.89%。 相似文献
17.
18.
19.
为提高吉林某铜锌硫化矿选矿指标, 进行了选矿试验研究。采用“铜锌优先浮选-铜粗精矿再磨-铜中矿部分集中返回”的工艺流程, 配合使用高效铜捕收剂YK-0和强力锌组合抑制剂ZnSO4+YK-5, 获得了Cu品位28.65%、回收率93.49%的铜精矿和Zn品位48.82%、回收率84.60%的锌精矿。根据试验结果对现场流程进行改造, 与改造前相比, 铜精矿Cu品位提高6.59个百分点, 含Zn降低5.64个百分点;锌精矿Zn回收率提高15.19个百分点, 经济效益显著。 相似文献
20.
高效捕收剂EP浮选复杂铜硫矽卡岩型矿石的试验研究 总被引:2,自引:0,他引:2
彭玉林 《有色金属(选矿部分)》2012,(4):71-75
永平矽卡岩铜矿石含铜0.590%、硫10.65%,铜氧化率15.25%,是高硫、高氧化率、泥化程度严重的复杂难选铜矿,应用优先浮选流程使浮游性差、上浮速度慢的铜矿物得到充分上浮,选用铜高效捕收剂EP提高对铜矿物的捕收能力和选择性,通过铜捕收剂、铜粗选矿浆pH值、药剂用量、搅拌充气能力等工艺条件优化,闭路试验获得较高的选矿技术指标:铜精矿品位24.65%、铜回收率77.67%,硫精矿品位48.30%、硫回收率82.69%。 相似文献