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相似文献
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1.
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   

2.
云南某低品位氧化铜矿的选矿试验研究   总被引:2,自引:2,他引:0  
试验矿样取自云南某地的低品位氧化铜矿,原矿品位0.68%,研究了该铜矿的浮选工艺以及在浮选过程中各种药剂的用量,最终精矿中铜的品位达到25.96%,回收率达到76.62%;与此同时,伴生银的品位达到264.2g/t,回收率达到57.16%。结果表明,此选别工艺可有效处理该低品位氧化铜矿。  相似文献   

3.
某复杂氧化铜矿选矿工艺试验研究   总被引:3,自引:0,他引:3  
在查明试样化学成分、矿物组成和赋存状态的基础上,通过条件试验确定了试验方案与工艺流程;采用硫化铜和氧化铜混合浮选工艺,加入混合捕收剂,最终得到了铜精矿品位16.08%,回收率75.04%的浮选指标。  相似文献   

4.
云南某低品位难选氧化铜矿选矿试验研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
对云南某低品位复杂难选氧化铜矿进行了浮选试验研究, 采用硫化浮选法, 经二粗一扫四精流程, 在磨矿粒度为-0.075 mm粒级占74.90%条件下获得了铜精矿产率1.11%、Cu品位21.48%、回收率70.33%的选矿指标。  相似文献   

5.
在工艺矿物学的基础上,对河南某低品位含铁铝土矿进行了选矿试验研究,采用优先磁选选铁,磁选尾矿经过分级后进行浮选选铝。经过一次粗选、一次精选和一次扫选得到铝精矿。在粗选段进行了不同的条件试验,并从中选取了最优条件。在最佳条件试验的基础上进行了闭路试验,获得铁精矿TFe含量60. 48%,铝精矿Al_2O_3含量65. 46%、A/S为6. 32的良好指标。  相似文献   

6.
新疆某氧化铜矿含铜0.84%, 氧化率高达78.81%, 属含泥量高的低品位难选氧化铜矿。为回收利用该矿石资源, 对其进行了选矿工艺条件与工艺流程试验研究。结果表明, 采用硫化浮选法可有效回收该氧化铜矿, 在磨矿细度-0.074 mm粒级占75% 的条件下, 以水玻璃作为矿泥分散剂、Na2S作为氧化铜活化剂、戊基黄药+B130+25#黑药作为组合捕收剂、2#油作为起泡剂, 经过二粗三精二扫闭路浮选流程, 最终得到铜品位19.47%、回收率78.19%的铜精矿。  相似文献   

7.
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   

8.
针对某高铁氧化铜矿中铜氧化程度高、回收难度大的问题,进行了大量的工艺参数条件试验和工艺流程方案试验。试验研究最终确定采用磁选-浮选的原则工艺流程,选用硫化-黄药浮选法回收氧化铜矿物,以LH为氧化铜矿物的高效活化剂,可大幅提高铜的回收率,明显降低温度对铜回收率的影响,同时采用对氧化铜矿物具有较强捕收能力的组合捕收剂SQ 丁铵黑药,实现了矿石中铜的有效回收。试验获得的选矿指标为:铁精矿中含铁 66.44%、铁回收率为94.33%;铜精矿中含铜16.31%、铜回收率为73.91%,含Au5.08g/t、金回收率为65.51%。  相似文献   

9.
低品位弱磁性氧化铁矿一直是选矿界的难题。本文针对某含TFe28.34%的弱磁性氧化铁矿,参考国内处理"鞍山式"贫红铁矿的经验,采用弱磁—强磁—阶段磨矿—反浮选的联合工艺,最终获得了铁精矿品位为64.95%、回收率为72.17%的选矿指标。  相似文献   

10.
印尼某氧化铜矿选矿试验研究   总被引:2,自引:0,他引:2  
熊文良 《金属矿山》2011,40(9):94-96
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   

11.
某含钴氧化型铜矿含铜3.22%、含钴0.045%, 采用先浮硫化矿后浮氧化矿原则流程, 进行了实验室验证试验及扩大连选试验研究。实验室验证试验获得了铜品位51.52%、钴品位0.138%的硫化铜精矿和铜品位19.53%、钴品位0.437%的氧化铜精矿; 扩大连选试验获得了铜品位45.11%、钴品位0.154%的硫化铜精矿和铜品位12.31%、钴品位0.261%的氧化铜精矿; 铜总回收率大于80%, 钴总回收率大于55%。研究成果可为该矿石工业应用工程设计提供依据。  相似文献   

12.
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   

13.
我国低品位氧化铜矿石资源储量较丰富,而易选、高品位铜矿石资源较贫乏。为解决我国铜资源的自给自足问题,加强低品位氧化铜矿石资源的选冶技术研究非常必要。为使业界较全面了解低品位氧化铜矿石资源的开发利用现状,推动低品位氧化铜矿石资源选冶技术的进步,主要从常规浸出、细菌浸出、选冶联合工艺等方面介绍了低品位氧化铜矿石选矿技术的研究现状和进展,并且指出常规浸出、细菌浸出以及选冶联合工艺将是未来解决低品位难选氧化铜矿石资源开发利用问题的重要手段。  相似文献   

14.
某低品位铁矿石的矿物学特性与选矿试验研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
较系统地研究了某低品位铁矿石的矿石性质和选矿工艺。研究结果表明,该矿石为低品位磁铁矿矿石,原矿中TFe含量为27.65%,磁性铁占有率为87.96%;采用阶段磨矿、磁选流程,控制一段磨矿细度-74μm占57.82%,粗精矿再磨细度-74μm占75.92%,最终精矿TFe品位可以达到67.07%,回收率达到86.05%;采用一段磨矿、磁选—反浮选流程,控制磨矿细度-74μm占67.56%,精矿品位可以达到66.21%,回收率达到79.97%。  相似文献   

15.
某难选地表氧化铁矿的选矿试验研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
对某难选地表氧化铁矿进行了选铁试验研究。采用阶磨-弱磁-强磁-反浮选流程选别该矿石, 可以取得精矿产率39.11%, 铁品位65.10%, 回收率70.5%的指标。  相似文献   

16.
新疆某难选复合铁矿选矿试验研究   总被引:4,自引:2,他引:2  
新疆某铁矿石品位较低, 嵌布粒度细, 属次生氧化型贫褐赤铁矿。针对其性质, 进行了强磁选、磁化焙烧-磁选、磁化焙烧-磁选-反浮选等多种工艺方案的试验研究。最终采用磁化焙烧-磁选工艺流程处理该铁矿石, 获得了铁品位为58.25%, 回收率为66.00%的铁精矿, 解决了该铁矿资源细、贫和极其难选的问题。  相似文献   

17.
在对云南某铜矿进行系统浮选试验的基础上, 比较了铜硫混选-铜硫分离、直接浮选不分离两种不同的选矿工艺。研究结果表明, 采用直接浮选不分离工艺, 经一次粗选、两次扫选、粗精矿再磨四次精选, 可以获得含铜21.00%、回收率87.73%的铜精矿。浮选尾矿再用磁选回收铁, 可以获得铁品位55.89%、铁回收率21.59%的铁精矿。  相似文献   

18.
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   

19.
四川某铜多金属矿石中除铜外,还伴生有钼、硫钴和铁。为了合理有效地利用该矿石,对其进行了选矿工艺研究。结果表明,采用铜钼混合浮选-铜钼分离浮选-混浮尾矿浮硫钴-浮选尾矿弱磁选回收铁的工艺流程,可在高效回收铜的同时较好地实现钼、硫钴和铁的综合回收,所获铜精矿铜品位为21.25%、铜回收率为93.38%,钼精矿钼品位为45.78%、钼回收率为45.72%,硫钴精矿硫品位为44.69%、钴品位为0.46%、硫回收率为41.53%、钴回收率为46.42%,铁精矿铁品位为63.73%、铁回收率38.29%。  相似文献   

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