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相似文献
 共查询到20条相似文献,搜索用时 484 毫秒
1.
介绍了某斑岩金铜矿的矿石性质,针对有用矿物的分布特征制定了金铜混浮选流程,并进行了一段磨矿、粗精再磨、中矿再磨对比试验,粗精再磨闭路流程指标最优,混合精矿产率2.35%、含金40.41g/t、含铜24.08%、金回收率84.40%、铜回收率89.51%。并提出了多收粗粒金的工艺方案。  相似文献   

2.
为高效开发利用甘肃某黄铁矿型铜金矿石资源,采用铜硫等可浮—铜硫混合精矿再磨分离流程对铜、金、银等有价金属及硫进行了回收试验。结果表明,在磨矿细度为-74μm占60%的情况下采用1粗1精2扫流程等可浮铜硫,铜硫混合精矿再磨至-37μm占70%的情况下采用1粗1精1扫流程分离铜硫,最终可获得铜品位为28.58%、金品位为293.79 g/t、银品位为627.05 g/t,铜、金、银回收率分别为93.80%、90.18%、89.18%的铜金精矿,以及硫品位为44.78%、硫回收率为88.01%的硫精矿。  相似文献   

3.
对四川某铜铁矿开展了选矿试验研究,采用一粗二精一扫铜浮选,一粗一精铁磁选、中矿再磨再选的选别流程,获得了铜精矿铜品位22.50%、铜回收率90.38%,铁精矿TFe品位60.20%、铁回收率88.20%的指标,该铜铁矿资源得到了有效回收。  相似文献   

4.
内蒙古某低品位铜铅锌矿石中金银回收工艺研究   总被引:2,自引:0,他引:2  
在对内蒙古某低品位铜铅锌矿石工艺矿物学研究的基础上,结合矿石中主要有价组分--金银的计价结算体系,确立了将金银富集到铜铅精矿中的流程思路,进行了铜铅混合浮选、后选锌、再铜铅分离流程的工艺技术条件研究,采用试验确定的磨矿、1粗2扫1精铜铅混浮、磨矿、2次混合精选、1粗1扫1精铜铅分离、1粗2扫4精浮锌、中矿顺序返回闭路流程,可以获得金回收率达85.92%、银回收率达50.99%的铜精矿和金回收率达5.50%、银回收率达17.49%的铅精矿,金总回收率高达91.42%、银总回收率高达68.48%。  相似文献   

5.
安徽某铜矿石为低品位斑岩铜矿,为确定合理的选矿工艺流程,在小型试验的基础上进行了1粗3精2扫流程、二步法选铜流程、二步法选铜优化流程以及二步法选铜+中矿再磨优化流程4种不同工艺的连选试验,最终确定浮选工艺为1粗3精2扫原则流程。连选试验最终获得的铜精矿含铜17.11%,铜回收率87.43%;铜精矿中的金、银含量分别为10.48g/t和54.30g/t,金、银回收率分别为70.66%和23.35%;该工艺流程结构简单稳定,对矿石性质适应性强,能最大限度地提高矿产资源利用率,实现矿山效益最大化。  相似文献   

6.
安徽某硫化铜锌矿石中的主要有用元素为锌、铜,金、银、硫具有综合回收价值。为了确定该矿石的选矿工艺,采用铜优先浮选—铜粗精矿再磨再选—选铜尾矿依次选锌硫的工艺流程进行了矿石选矿试验。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占80%情况下进行1次铜粗选,粗精矿再磨至-0.043 mm占93.6%情况下进行2次精选,铜粗选尾矿2次扫选选铜、1粗2精2扫选锌、1粗1精1扫选硫,可获得铜品位为24.80%、铜回收率为80.81%,金、银含量分别22.00 g/t、169.20 g/t,金、银回收率分别为70.97%、63.65%的铜精矿,锌品位为45.48%、锌回收率为87.16%的锌精矿,硫品位为42.80%、硫回收率为59.19%的硫精矿。  相似文献   

7.
江西某大型铜矿山受入选矿石嵌布粒度变细、嵌布关系变复杂、铜氧化率升高的影响,选矿生产指标不断下滑。为解决现场工艺流程的不适应问题,按较粗磨矿细度下部分优先浮铜-铜硫浮选-铜硫混合产品再磨后分离流程进行了选矿试验。结果表明,在一段磨矿细度为-0.074 mm占68%的情况下,采用1粗1精快速优先浮铜、1粗1扫铜硫混浮、优先浮铜中矿与混浮粗精矿合并再磨至-0.074 mm占98.07%后,再1粗1精1扫铜硫分离、铜硫分离中矿集中返回再磨的闭路流程处理该矿石,最终获得了铜品位为22.79%、铜回收率为86.04%的铜精矿,以及硫品位为43.86%、回收率为58.73%的硫精矿。该铜精矿品位和回收率较现场生产指标分别提高了1.46、3.60个百分点,指标改善显著。  相似文献   

8.
内蒙古某低品位斑岩型铜钼矿石矿物成分复杂,目的矿物相互嵌生,且粒度粗细不均。为开发利用该资源,采用阶段磨矿、阶段混合浮选原则流程进行了选矿试验。结果表明,采用一段磨矿-1粗3扫混合浮选-混合粗精矿再磨-1粗3精3扫流程处理该矿石,最终获得了铜、钼、金品位分别为2020%、0797%、2030 g/t,铜、钼、金回收率分别为为8842%、8039%、7475%的铜钼混合精矿。  相似文献   

9.
针对某含铜钴的金多金属矿,采用铜优先—金钴混合浮选流程回收金,指标偏低。对流程中的浮选尾矿进行了多元素分析、粒度筛析及金属分布测定和工艺矿物学检查,发现粗颗粒中含有一定量的金,同时还有部分被氧化需要进行再磨再选和氰化浸出联合工艺对金进行回收。再磨再选得到的金钴精矿中金的回收率为6.93%;再磨再选尾矿经氰化浸出后浸渣金品位为0.33g/t,金作业浸出率为80.0%,对原矿金回收率为19.04%;"铜优先—金钴混合浮选—尾矿再磨再选—再选尾矿炭浸"的选冶联合工艺获得的金总回收率为95.38%。  相似文献   

10.
青海某含铜多金属硫化矿石铜、铅、锌、金、银含量分别为1.82%、1.87%、1.78%、0.44 g/t和55.00 g/t,属于典型的含金银高铜低铅锌多金属硫化矿石。为确定该矿石的高效开发利用工艺,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%、铜铅混合精选1尾矿与扫选精矿合并再磨细度为-0.037 mm占80%的情况下,采用1粗2精1扫铜铅混合浮选、中矿再磨后1粗1精1扫铜铅混浮、铜铅混浮精矿1粗2精1扫抑铅浮铜铜铅分离、铜扫选尾矿1粗1精1扫选铅、1粗3精1扫抑硫浮锌、其余中矿顺序返回流程处理矿石,最终获得铜品位为26.44%、含铅3.93%、含锌3.88%、铜回收率为91.46%的铜精矿,铅品位为58.17%、含铜0.60%、含锌5.82%、铅回收率为62.16%的铅精矿,以及锌品位为50.48%、含铜1.95%、含铅2.63%、锌回收率为70.46%的锌精矿,矿石中的金、银高效富集在铜精矿和铅精矿中。  相似文献   

11.
西藏某斑岩型铜矿中含铜1.10%~1.30%、含金0.04~0.08g/t,矿石中铜矿物以辉铜矿为主、黄铜矿次之,铜矿物嵌布粒度细、且嵌布关系复杂,金主要与铜矿物和黄铁矿伴生,原有工艺铜精矿中的金难以富集到1g/t以上,且铜回收率偏低。为高效综合回收矿石中的铜金资源,开发了低碱条件下"铜硫部分混合浮选"新工艺,并以新型捕收剂ZH-01为铜硫混选的捕收剂,铜硫混选粗精矿经一次精选后,获得合格的铜精矿。实验室小型闭路试验结果表明,在磨矿细度-74μm含量占70%、原矿含铜1.21%、含金0.06g/t的条件下,获得了含铜35.27%、铜回收率94.12%,含金1.11g/t、金回收率56.23%的铜精矿。与现场工艺相比,新工艺不仅提高了铜的回收率,伴生金也得到了综合回收,实现了矿石中铜金的高效综合回收。  相似文献   

12.
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   

13.
针对某复杂多金属硫化矿进行了选矿工艺试验研究。试验结果表明,采用一次粗选、两次精选流程,通过旋流静态微泡浮选柱部分优先选铜半工业试验可以得到铜品位18%、回收率50%,金、银品位分别达到60 g/t、6 000 g/t、回收率50%的指标。  相似文献   

14.
以云南某铜金多金属矿为研究对象,探索了金在与其伴生的硫化矿、磁铁矿混合体系中的选矿特性及载体矿物对其选矿指标的影响。依据金在该矿石中的赋存状态、嵌布特征及其载体矿物的多样性等特点,采用了优先选铜再选硫,然后磁选铁矿物的工艺流程。通过精细化调控工艺参数,在最佳的综合条件下,获得的铜精矿铜品位为18.63%、含金63.24g/t,铜回收率为88.67%,金在铜精矿中的分布率为67.06%;硫精矿硫品位为47.86%、含金2.41g/t,硫回收率为86.16%,金在硫精矿中的分布率为15.08%;铁精矿铁品位为59.55%、含金1.20g/t,铁回收率为38.22%,金在铁精矿中的分布率为10.51%,为技术经济指标的提升和工艺改进提供了理论依据。  相似文献   

15.
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   

16.
四川康巴某铜金银矿含金1.40 g/t、银55.2 g/t、铜0.46%,矿石性质复杂,属难选氧化矿。为综合回收其中的有价金属,开展了选矿试验研究工作。在工艺矿物学研究的基础上,确定采用优先浮选工艺,产品方案为金精矿和铜精矿。试验考察了磨矿细度、药剂制度及流程结构对浮选指标的影响,最终获得金精矿含金79.86 g/t,银3114.07 g/t,铜6.03%;铜精矿含铜35.49%,金12.31 g/t,银553.88g/t。金、银、铜的总回收率分别为81.66%,58.60%和50.58%,分选指标良好,达到综合回收的目的,可为类似矿石高效选别提供借鉴。  相似文献   

17.
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   

18.
胡婷  刘全军  邓荣东  叶峰宏 《矿冶》2012,21(1):18-23
采用重—浮联合流程回收某低品位铜矿石中的铜和金。金的回收通过重选富集,进一步上摇床提高金的品位,得到的金精矿的品位为121.45 g/t,回收率为60.73%。铜的回收采用氧硫混浮,浮选通过一次粗选、四次精选、三次扫选,得到最终铜精矿的品位为12.56%,回收率为80.49%。且铜精矿中金的品位也有10.77g/t,产品达到计价标准。  相似文献   

19.
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   

20.
某铜矿石铜品位为0.85%, 含金0.90 g/t, 铜氧化率为21.17%。为开发利用该矿石资源, 开展了系统的工艺矿物学研究, 研发了硫化铜矿物与氧化铜矿物同步浮选工艺, 实现了铜和金的综合回收, 经过一次粗选、三次精选和三次扫选闭路试验流程处理, 可以获得铜品位15.36%、含金12.58 g/t的铜金精矿, 铜和金的回收率分别达到70.93%和54.33%。   相似文献   

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