首页 | 本学科首页   官方微博 | 高级检索  
相似文献
 共查询到16条相似文献,搜索用时 203 毫秒
1.
西藏某铜矿选矿试验研究   总被引:2,自引:2,他引:2  
对西藏某铜矿进行了浮选-浸出试验研究,采用先浮选硫化铜矿、后浮选氧化铜矿并在氧化铜矿浮选中添加少量辅助捕收剂YQC-64的工艺流程,可取得硫化铜精矿品位33.83%、氧化铜精矿品位16.84%、总精矿铜品位28.17%、总回收率87.06%的浮选指标。浮选尾矿用硫酸浸出,浸渣品位可降至0.11%。试验结果表明,该工艺较充分有效地回收了铜资源。  相似文献   

2.
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   

3.
对四川某氧化铜矿石进行了选矿试验方案对比研究,分别进行了单一浮选和硫酸浸出—置换—浮选联合流程对比研究。结果表明,硫酸浸出—置换—浮选联合流程,可获得铜产率4.50%、品位44.56%、回收率94.59%,尾矿含铜0.12%,铜损失率仅为5.41%的较好指标。  相似文献   

4.
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   

5.
玉龙铜矿Ⅰ号矿体混合矿石选矿试验   总被引:1,自引:0,他引:1  
为了给西藏玉龙铜矿Ⅰ号矿体的开发提供依据,对该矿体各矿带矿石组成的混合矿石进行了选矿试验研究。针对矿石中除铜外还伴生有钼、铜以硫化铜和氧化铜两种形式存在、钼主要以硫化钼形式存在的特点,试验采用硫化铜钼混合浮选-分离浮选、混浮尾矿再浮选氧化铜的工艺流程,最终获得了铜品位为18.13%、铜回收率为79.31%的综合铜精矿和钼品位为45.97%、钼回收率为79.39%的钼精矿。  相似文献   

6.
对四川某氧化铜矿石进行了选矿试验方案对比研究,分别进行了单一浮选和硫酸浸出—置换—浮选联合流程对比研究。结果表明,硫酸浸出—置换—浮选联合流程,可获得产率4.50%、铜精矿品位44.56%、回收率94.59%铜精矿,尾矿含铜0.12%,损失率仅为5.41%较好指标。  相似文献   

7.
云南水源某铜矿石铜品位为0.88%,56.6%的铜以硫化铜形式存在,43.4%的铜以氧化铜形式存在。矿石矿物组成复杂、泥化现象严重。为给该铜矿石的合理开发利用提供参考,进行了先浮选硫化铜矿物再浮选氧化铜矿物的工艺流程试验。结果表明,在磨矿细度为-200目占80%条件下,以CaO(加入磨机中)和水玻璃为抑制剂、丁黄药为捕收剂经1粗2精硫化铜浮选,硫化铜浮选尾矿经水力旋流器脱泥后,沉砂以硫化钠为活化剂、羟肟酸钠+丁黄药为捕收剂经1粗2精2扫氧化铜浮选,获得的混合铜精矿铜品位为20.13%、回收率为72.81%。氧化铜浮选前经水力旋流器脱泥减轻了矿泥在矿浆中的循环、积累现象,使精矿由四级品提高到三级品,具有较好的经济效益。  相似文献   

8.
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   

9.
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   

10.
易运来 《现代矿业》2018,34(9):16-19
为高效回收利用铜品位为1.28%的云南某氧化铜矿,根据原矿高氧化率、高结合率、嵌布粒度细的特点及不同含铜矿物可浮性和磁性的差异,试验研究采用先浮硫化铜后浮氧化铜-浮选尾矿强磁选的原则工艺流程。试验结果表明:在磨矿细度为-0.074 mm 84.5%的条件下,进行硫化铜1粗1扫2精浮硫化铜矿,硫化铜浮选尾矿再进行1粗3扫3精浮氧化铜矿,浮选尾矿通过磁选综合回收铜工艺,最终获得的硫化铜精矿铜品位为24.75%,铜回收率为33.03%;获得的氧化铜精矿铜品位为16.12%,回收率为39.25%;获得的磁选精矿铜品位为9.71%,铜回收率为12.50%;总精矿铜品位为16.77%,总铜回收率为84.78%,获得了满意的试验指标。   相似文献   

11.
彭建  张建刚 《金属矿山》2019,48(1):78-82
西藏某浸染状次生硫化铜矿石铜品位为1.86%,原生硫化铜占总铜的15.05%,次生硫化铜占总铜的76.88%,主要铜矿物为斑铜矿、黄铜矿,其他金属矿物有黄铁矿、磁黄铁矿等;脉石矿物以石榴石、辉石、石英等为主。为了确定该矿石中铜、金的适宜回收工艺,进行了选矿试验。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占70%的情况下进行1粗2精快速浮选,1粗2扫常规浮选,快速精选1尾矿与常规粗选精矿合并再磨至-0.038 mm占80%的情况下进行1粗2精2扫铜硫分离,获得的快速浮选精矿铜品位为27.05%、金品位为8.28 g/t,铜、金回收率分别为60.79%、50.90%;常规浮选铜精矿铜品位为17.06%、金品位为5.02 g/t,铜、金回收率分别为29.81%、23.99%。快速浮选+常规浮选、快速精选1尾矿与常规浮选粗精矿再磨再选工艺流程既能避免铜矿物的过磨,保证铜的回收率,又可得到较高品位的铜精矿,获得较好的铜、金回收指标。  相似文献   

12.
魏转花 《金属矿山》2016,45(9):88-91
铜品位为3.70%的刚果(金)某高泥氧化型铜矿石的氧化率达75.81%,主要铜矿物为孔雀石,其次为硅孔雀石、辉铜矿等。为了确定该矿石的合适选矿工艺流程,进行了选矿试验。结果表明:矿石在磨矿细度为-74 μm占70%的情况下采用1次浮选脱泥、2粗2精2扫硫化浮选工艺处理,可获得铜品位为26.82%、铜回收率为72.48%的铜精矿;以硅孔雀石为主要含铜矿物的浮选尾矿采用摇瓶酸浸工艺处理,在硫酸用量为100 kg/t、液固比为3∶1、浸出时间为2 h的情况下,铜作业浸出率可达86.84%;浮选+酸浸工艺的总铜回收率为96.38%。  相似文献   

13.
某高砷锡石硫化铜矿粗粒浮选工艺研究   总被引:5,自引:1,他引:5  
试验用矿石为铜锡共生多金属硫化矿,矿石中的铜以细粒嵌布为主,且与黄铁矿、毒砂等致密共生。经过粗粒浮选工艺小型试验研究,采用粗磨-混合浮选-粗精矿再磨-铜砷(硫)分离的原则流程,能获得较好的技术指标。该工艺是在一段粗磨(-74μm占40%-45%)的条件下先富集单体及连生体硫化矿物,尾矿再进行选锡作业,这样有效地保护了锡石,减轻了锡石的过粉碎,为重选提供了好的给矿条件。铜粗精矿再磨再选,尾矿进入重选选锡,减少了锡石在硫化矿中的损失,提高了精矿铜品位和回收率,降低了精矿含砷量。该新工艺最终获得产率9.38%、品位23.58%、回收率91.17%的铜精矿,其中含砷仅为0.19%。同时锡在铜精矿中的损失也不到4%。  相似文献   

14.
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   

15.
云南某铜矿原矿含铜1.68%,铜的氧化率为19.64%,其中结合氧化铜占13.69%,是一种复杂难选的硫化铜混合矿.由于铜泡石在矿石中含量较高,难以活化,因而精矿回收率仅为80%左右.考虑技术经济因素,较为合理的分选流程是采用原矿磨矿细度70% -74 μm单一浮选流程,可获得铜精矿品位为32.23%、铜回收率为78.48%的选矿指标.  相似文献   

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   

设为首页 | 免责声明 | 关于勤云 | 加入收藏

Copyright©北京勤云科技发展有限公司  京ICP备09084417号