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印尼某氧化铜矿选矿试验研究 总被引:2,自引:0,他引:2
在对印尼某氧化铜矿进行工艺矿物学特性分析的基础上,开展了硫化浮选工艺条件研究,结果表明,氧化铜、硫化铜矿物同步浮选是处理该矿石的有效途径,对铜品位为1.69%、含银64.88 g/t的原矿,采用1粗1精3扫、中矿顺序返回的闭路试验流程,可获得铜品位为18.64%、铜回收率77.98%、银品位843.00 g/t、银回收率91.86%的铜精矿。 相似文献
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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
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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
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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
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对云南某氧化铜矿进行浮选试验研究。原矿含Cu 1.60%,含Ag 68.20g/t,铜氧化率为93.92%,属于氧化铜矿石,原矿组成复杂,主要的铜矿物有孔雀石、蓝铜矿等,主要脉石矿物为石英、白云石。试验方案采用优选硫化铜后浮选氧化铜工艺流程,结果表明,在磨矿细度为-74μm含量65%,丁基黄药和丁基铵黑药为捕收剂,硫化钠和水玻璃为调整剂,松醇油为起泡剂的条件下,经两次粗选、一次扫选、两次精选的浮选流程获得铜精矿Cu品位26.68%,Cu回收率94.12%,Ag品位1 094.46g/t,Ag回收率94.04%的良好试验指标。 相似文献
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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
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敖顺福 《有色金属(选矿部分)》2023,(1):78-84
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
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云南某铜矿石铜品位为2.54%、银品位为76.24 g/t,有害元素砷含量低。矿石中以游离氧化铜形式存在的铜占总铜的42.31%;以结合氧化铜形式存在的铜占总铜的10.84%,这部分铜较难回收;以原生硫化铜形式存在的铜占总铜的38.58%,这部分铜较易回收。为开发利用该矿石,对其进行了选矿试验研究。结果表明:在磨矿细度为-0.074 mm占78.91%条件下,以碳酸钠为调整剂、水玻璃为脉石抑制剂、丁基黄药为捕收剂、2号油为起泡剂经1粗3精流程进行硫化铜浮选,硫化铜浮选尾矿以D2为活化剂、硫化钠+硫酸铵为调整剂、丁铵黑药+异戊基黄药为捕收剂、2号油为起泡剂经1粗3精2扫氧化铜浮选,获得了铜品位为21.16%、铜回收率为78.70%、银品位为568.35 g/t、银回收率70.38%的铜精矿,可以为该矿石资源的开发利用提供技术依据。矿石中含有10.84%的结合氧化铜是造成精矿铜回收率较低的原因。 相似文献
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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
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某地低品位铜铅锌银矿绿色环保选矿试验研究 总被引:5,自引:2,他引:3
对青海某地低品位铜铅锌银矿体进行了选矿试验研究。研究结果表明, 采用铜-铅-锌优先浮选方案和无毒(低毒)选矿药剂, 可从含铜0.16%、含铅2.60%、含锌3.84%、含银61 g/t的试样中获得含铜16.37%、铜回收率为49.07%、含银1 231 g/t、银回收率为9.67%的铜精矿, 含铅55.06%、铅回收率为86.81%、含银769 g/t、银回收率为51.69%的铅精矿和含锌46.80%、锌回收率为81.65%、含银206 g/t、银回收率为22.64%的锌精矿, 铜精矿、铅精矿和锌精矿中银的总回收率为84.00%。 相似文献
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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
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赞比亚谦比希西矿体铜矿矿物种类多,Cu、Fe、S和Al2O3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
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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