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相似文献
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1.
杨文寿 《矿冶工程》2022,42(3):84-87
对某含铜金银多金属硫化矿尾矿进行了综合利用试验研究。该尾矿主要有价元素为Cu、Au和Ag, 含量分别为0.16%、0.36 g/t、62.74 g/t, 主要金属矿物为黄铁矿和黄铜矿, 金、银主要分布于黄铜矿中, 其次分布于黄铁矿中。采用磨矿-铜硫混合浮选-铜硫分离浮选工艺回收尾矿中的有价组分, 开展了磨矿细度、矿浆pH值、分散剂用量、捕收剂用量等浮选条件试验, 确定了相关工艺参数, 闭路试验获得了铜精矿产率0.68%, Cu品位18.96%、Au品位36.75 g/t、Ag品位5286.37 g/t, Cu回收率80.58%、Au回收率69.42%、Ag回收率58.79%;硫精矿产率3.39%, S品位37.16%、Cu含量0.28%、Au含量2.05 g/t、Ag含量306.81 g/t, S回收率78.24%、Cu回收率5.93%、Au回收率19.30%、Ag回收率17.01%;实现了堆存尾矿中Cu、Au、Ag、S等有价元素的高效综合利用。  相似文献   

2.
某铜金矿选矿试验研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
对含Au3.03g/t,Cu3.52%的铜金矿进行可选性试验,最终确定重选回收粗粒金,重选尾矿先浮选硫化铜再浮选氧化铜的方案。通过重选可获得含金915.5g/t,收率为12.96%的粗粒金产品;重选尾矿在-200目占90.44%的细度下进行浮选,通过试验可获得含铜27.23%,回收率为54.85%的硫化铜精矿和含铜33.17%,回收率为26.20%的氧化铜精矿,铜总的回收率可达81.05%,尾矿仅含铜0.74%。重选尾矿中的金绝大部分进入硫化铜精矿,其含金31.25g/t,回收率为73.12%,金总的回收率可达91.80%。  相似文献   

3.
安徽某铜金铁矿含Cu、Au、Fe分别为2.09%、3.86g/t、24.60%,通过对原矿性质进行分析,确定采用优先浮选铜金银-磁选铁的工艺流程。试验确定的最佳工艺条件为:磨矿细度为-74μm粒级占90%,采用BK-404与1801组合作为捕收剂,通过闭路试验可以获得含Cu 23.23%、Au 40.81g/t、Ag 91.50g/t的铜金银混合精矿,铜、金、银回收率分别达到了95.72%、89.45%与87.79%;同时获得了Fe品位66.90%、Fe回收率26.71%的铁精矿,实现了该矿石的充分回收与利用。  相似文献   

4.
国外某铜金硫化矿石氧化程度较低,铜、金是主要有价金属,铜矿物主要为黄铜矿,金矿物主要为裸露金,金与铜矿物共伴生关系密切,以裂隙和粒间金的形式存在于黄铜矿中。为高效回收矿石中的铜、金矿物进行了浮选试验。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm80%条件下,以石灰为pH调整剂、BK916G为捕收剂、BK204为起泡剂,采用2粗2扫工艺流程混浮铜金,铜金混合粗精矿再磨至-0.038 mm 80%后进行3段精选,最终得到Cu品位23.50%、Cu回收率90.46%、Au品位17.91 g/t、Au回收率76.96%的铜金混合精矿。实现了铜、金的高效回收。  相似文献   

5.
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   

6.
云南北衙万硐山含金铜硫型氧硫混合矿,在长时间露天堆放过程中次生硫化铜大部分被氧化,且矿石在自然状态下磨矿后矿浆显酸性,给铜回收和铜硫分离带来较大困难。经对比试验研究:采用在磨矿过程中添加石灰和硫化剂,使可溶性铜以硫化铜的形式沉淀,氧化铜表面转变成硫化物,然后与原生硫化铜一起浮选,提高了铜的回收指标且解决了铜硫分离难题;同时消除了在酸性条件下磨矿引起的铁质腐蚀危害。在原矿品位Au 2.2g/t、Ag 34.20g/t、Cu 0.69%、S 9.57%条件下,获得了品位为Au 59.5g/t、Ag 902g/t、Cu 21.23%,回收率为Au 66.77%、Ag 66.71%、Cu 76.21%的铜精矿及品位为Au 2.65g/t、Ag 39.45g/t、S 47.82%,回收率为Au 12.45%、Ag 12.99%、S 89.54%的硫精矿。该工艺方案合理可靠,可作为进一步技术改造的依据。  相似文献   

7.
陕西某地金矿中含金5.78g/t,伴生有价低品位银、铜、铅、硫(6.75g/t、0.22%、0.28%、3.05%),为高效回收金及伴生的低品位有价元素。在工艺矿物学研究的基础上,采用混合浮选-抑硫-铜铅分离的工艺流程,可获得Au品位为22.46g/t,Ag品位117.39g/t,Pb品位13.30%,Au回收率23.55%,Ag回收率6.06%,Pb回收率为66.73%的铅金精矿。铜金精矿中Cu品位为22.95%,Au品位为486.36g/t,Ag品位为328.41g/t,Cu回收率87.45%,Au回收率72.92%,Ag回收率42.01%。硫精矿中S品位49.76%,S回收率68.46%。为该金矿资源的综合利用提供了技术依据。  相似文献   

8.
国外某难处理高砷金铜矿选冶试验研究   总被引:1,自引:0,他引:1       下载免费PDF全文
介绍了采用优先选铜—硫砷精矿强化浸金—尾矿氰化工艺方案综合回收了国外某矿石中的金和铜。该矿原矿石含Au3.40g/t、Ag16.9g/t、Cu1.07%、As1.16%、TS5.38%,金、铜矿物嵌布粒度微细,嵌布关系复杂,金分布较为分散,且有很大一部分被硫化物或脉石包裹,砷含量高,属于复杂难处理高砷金铜矿。试验采用石灰+亚硫酸钠组合抑制剂抑砷,优先获得了可以直接销售的合格铜金精矿,采用热压预氧化—氰化法回收硫砷精矿中的金,氰化浸出浮选尾矿中的金,金、铜综合回收率分别达到83.47%和87.20%。  相似文献   

9.
本文介绍了新型起泡剂 W- 70 1的性能及应用实例。针对湖北大冶铜录山矿低品位高含泥 (- 1 0μm1 0 %~ 2 0 % )氧化铜矿石的特性 ,采用新型起泡剂代替生产中使用的传统型起泡剂 2号油 (松醇油 ) ,大大改善了泡沫性能 ,使铜精矿品位及铜和伴生金银的回收率大幅度提高。工业试验处理含 Cu1 .0 7% (结合铜占 30 % )、含 Au1 .0 1 g/ t(包裹金占 1 0 .7% )、含银 6.2 g/ t的原矿 ,可获含Cu、Au、Ag分别为 2 0 .32 % ,2 0 .72 g/ t,85g/ t的铜精矿 ,相应回收率分别为 71 .60 % ,77.35% ,51 .61 %。与使用 2号油起泡剂相比 ,铜精矿含 Cu、Au、Ag分别提高 5.41 % ,4.78g/ t,2 5.3g/ t,相应回收率提高 7.7% ,4.0 3% ,6.96%。  相似文献   

10.
针对江西某铜铅锌多金属矿石中金银回收率偏低的问题,通过工艺矿物学性质和选矿药剂制度的研究,得到Au品位为37.27 g/t、Ag品位为1 899.75 g/t的铜铅混合矿,其中金银回收率分别为65.46%、79.80%。相比于现场药剂制度下的工艺流程试验,金银指标大幅度提升,Au品位增加13.3g/t,Ag品位增加679.25 g/t,Au回收率增加11.39%,Ag回收率增加3.98%。  相似文献   

11.
针对西藏某铜钼矿石进行了浮选工艺试验研究。采用铜钼混合浮选-铜钼混合精矿再磨后铜钼分离的选别工艺流程及适宜的药剂制度,小型闭路试验获得了钼精矿品位45.34%、钼回收率74.82%,铜精矿品位31.75%、铜回收率96.39%,其中铜精矿含金18.05 g/t、含银347.70 g/t、金回收率49.41%、银回收率68.91%。  相似文献   

12.
西藏某低品位硫化铜矿原矿含铜0.44%,铜氧化率为8.3%,伴生金品位0.12g/t。铜矿物主要是黄铜矿,少量的辉铜矿、铜蓝,微量氧化铜矿物;脉石矿物主要为石英、绢云母、绿泥石等。硫化铜矿物嵌布粒度微细,与脉石矿物共生关系紧密,解离困难,且易泥化脉石矿物含量多,是影响铜精矿品质的主要原因。针对该矿石特点,推荐采用“铜硫混浮-混合精矿再磨-铜硫分离”工艺替代原优先浮选工艺,结果表明,闭路试验可获得铜精矿铜品位19.82%,含金4.46g/t,铜回收率87.0%,金回收率73.8%的试验指标。与原工艺相比,铜及伴生金回收率均明显提高。  相似文献   

13.
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   

14.
赤峰金厂沟梁金矿石中的金主要与黄铜矿共(伴)生。根据矿石这一特点,对碎至150~0 mm矿石中150~90、90~30 mm粒级进行了X射线辐射预选试验,分离阈值按铜含量来选取。结果显示:150~90 mm粒级1粗1扫分离阈值分别为0.1和0.07时,可获得Cu品位为1.26%、Au品位为9.80 g/t、Cu回收率为96.27%、Au回收率为90.61%的预选精矿;90~30 mm粒级1粗1扫分离阈值分别为0.06和0.04时,可获得Cu品位为1.32%、Au品位为6.77 g/t、Cu回收率为98.69%、Au回收率为96.75%的预选精矿;全流程预选抛尾产率达35.08%。这说明,金主要与黄铜矿共(伴)生时,可用铜含量来确定X射线辐射分选机富集金时的分离阈值。  相似文献   

15.
某金锑矿选矿试验研究   总被引:1,自引:1,他引:0  
对某Sb品位7.94%、Au品位1.95 g/t的石英脉型金锑硫化矿进行了浮选试验研究。采用混合浮选工艺,以丁基黄药和丁铵黑药为捕收剂、硫酸为pH值调整剂、硝酸铅和硫酸铜为活化剂,经一次粗选三次精选三次扫选闭路浮选,获得了产率20.17%、Sb品位和回收率分别为37.35%和94.87%、Au品位和回收率分别为7.79 g/t和80.39%的金锑混合精矿,精矿品级符合锑精矿质量标准(YB 2419—82)中硫化锑精矿三级品,金和锑都得到较好地回收。  相似文献   

16.
Y—98捕收剂选金、铜的试验研究   总被引:11,自引:2,他引:9  
介绍了Y-98高级黄药类捕收剂进行选金、铜的试验研究。在原矿含Cu、Au含量为1.09%和3.92g/t的情况下,可获得含铜17.48%、回收率80.2%和40.86g/t、回收率52.12%的指标,较好地实现了综合回收金、铜等有价元素。  相似文献   

17.
甘永刚 《金属矿山》2013,42(11):69-73
福建某银铜多金属矿石由于铜品位较低,现场采用单一浮银工艺获得银精矿,金、铜仅作为伴生元素回收。由于铜在氰化浸金、银过程中的消极作用较大,因此铜的计价系数仅为01,且金、银的计价系数也受到影响。为提高矿山和湿法冶金企业的经济效益,为工艺完善与改造提供依据,对该矿石进行了部分优先快速浮铜-金银混合浮选研究。结果表明:在现场磨矿细度下,采用1粗2精快速选铜、1粗1扫2精选银工艺处理该矿石,取得的铜精矿铜、金、银品位分别为2203%、3221 g/t、2 36000 g/t,回收率分别为4651%、3221%、1254%,银精矿铜、金、银品位分别为149%、412 g/t、1 23600 g/t,回收率分别为4023%、5269%、8401%,金、银、铜的经济价值均得到显著提高。  相似文献   

18.
原矿Cu品位2.52%,S含量达27.59%,硫化矿含量接近60%。铜硫分离十分困难;伴生Au、Ag含量极高,价值大,分别达7.8g/t、585.8g/t,应予以充分综合回收。工艺上摈弃传统优先浮选,采用混合浮选方案;在粗磨的基础上,对粗精矿进行再磨处理;药剂制度上采用新型抑制剂STY,并且加入少量硫化钠与活性炭进行脱药处理。在最佳条件下得到了铜、硫两种精矿产品,铜精矿Cu品位21.27%、回收率高达92.43%,同时铜精矿含银高达4115.8g/t、含金达34.9g/t;硫精矿S品位45%,含金7.5g/t、含银153.2g/t,铜、硫、金、银均得到了高效回收,尤其是铜硫分离效果很好。该研究为多铜硫金银多金属矿高效回收提供了一种可行的解决方案。  相似文献   

19.
新疆某金矿氰化尾渣含Cu0.29%、Pb0.27%、Zn0.66%、Au0.65t/g、Ag6.2t/g,铅锌氧化较严重而难于回收,铜为主要回收对象,进行了药剂制度和浮选条件的探索试验研究。在一粗一扫二精的条件下,选用Na2SO3+ZnSO4为锌硫矿物的抑制剂、PAC为铜矿物捕收剂,获得了铜品位15.27%、铜回收率80.55%,铜精矿中金品位8.32g/t,回收率23.46%;银品位129g/t,回收率37.69%的指标,实现了尾渣中铜矿物的综合回收。  相似文献   

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