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相似文献
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1.
针对粤北某极低品位伴生稀有金属矿石,采用由“分级-粗粒跳汰-细粒摇床”重选预富集工艺、“钨硫枱浮分组-分类磨矿-异步浮选分离”钨硫分离工艺和“加温脱药-钼优先浮选-铋银重选-铜银浮选”硫化矿相互分离工艺3部分组成的工艺流程,生产实践结果显示,在原矿钨、铜、钼、铋、银品位分别为0.417%、0.111%、0.017%、0.072%和9.909 g/t时,获得了钨、铜、钼、铋、硫品位分别为61.96%、21.69%、51.89%、25.18%和44.51%,回收率分别为80.21%、72.28%、64.01%、56.40%和60.41%的合格产品,银在铜、铋精矿中品位分别为353.31 g/t和3 391.49 g/t,总回收率为68.27%,充分回收了铜、钼、铋、硫、钨等有价金属元素,实现了极低品位伴生稀有金属矿产资源的高效综合利用。  相似文献   

2.
为了确定青海某低品位复杂难选铅锌矿石的选矿工艺,在工艺矿物学研究的基础上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75%的情况下,采用铜铅混合浮选—混合精矿铜铅硫分离—铜铅混浮尾矿浮选选锌流程处理矿石,可获得铜品位为14.20%、含金26.77g/t、含银466.40 g/t、铜回收率为16.55%的铜精矿,铅品位41.22%、含银63.60 g/t、铅回收率为69.92%、银回收率为16.84%的铅精矿,锌品位为40.96%、含银53.40g/t、锌回收率为67.04%、银回收率为23.13%的锌精矿,以及硫品位为38.41%、含金13.92 g/t、含银163.90 g/t、硫回收率为14.16%、金回收率为23.71%、银回收率为15.92%的硫精矿。  相似文献   

3.
云南某含银铜矿石铜品位为0.78%,银品位为70.27 g/t,硫品位为19.83%。为了高效开发利用该矿石资源,在工艺矿物学研究的基础上进行了浮选试验研究。结果表明:①矿石中的铜主要以黄铜矿的形式存在,嵌布粒度粗细变化较大,以中粗粒为主,主要粒度为1~0.01 mm,80%以上分布在0.45~0.019 mm粒级;黝铜矿嵌布粒度微细,85%以上分布在-0.037 mm粒级;银主要赋存在黝铜矿中;硫主要以黄铁矿的形式存在。②矿石在磨矿细度为-0.074 mm占80.3%情况下采用2粗1扫流程混浮铜硫,铜硫混合精矿在磨矿细度为-0.037 mm占73.8%情况下1粗2精1扫流程分离铜硫,可获得铜品位为22.37%、铜回收率为90.28%、含银1 221.51 g/t、银回收率为54.72%的铜精矿,以及硫品位为41.86%、硫回收率为90.12%、含银55.75 g/t、银回收率为33.87%的硫精矿,较好地实现了铜、硫、银的分离与富集。  相似文献   

4.
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   

5.
内蒙古某铜铅锌多金属硫化矿石选矿试验   总被引:1,自引:0,他引:1  
周艳飞 《金属矿山》2016,45(8):85-88
内蒙古某铜铅锌多金属硫化矿石中主要有价元素为铜、铅、锌、银,主要金属矿物方铅矿、闪锌矿、黄铁矿、黄铜矿等嵌生关系密切。为确定该矿石的选矿工艺流程,采用铜铅混浮再抑铅浮铜、锌硫混浮再抑硫浮锌原则流程进行了选矿试验。结果表明:矿石在磨矿细度为-200目占70%的情况下,采用1粗2扫3精铜铅混浮、1粗1扫2精铜铅分离、1粗1精3扫锌硫混浮、1粗2扫3精锌硫分离流程处理,获得了铜品位13.52%、含银3 398.44 g/t、铜回收率68.95%、银回收率29.25%的铜精矿,铅品位68.36%、含银3 053.78 g/t、铅回收率84.28%、银回收率46.39%的铅精矿,锌品位46.73%、含银241.13 g/t、锌回收率81.85%、银回收率11.90%的锌精矿,以及硫品位16.09%、硫回收率18.89%的硫精矿。  相似文献   

6.
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   

7.
某含泥高硫混合铜矿选矿试验研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
张辉  刘全军  袁华玮  张一超 《矿冶》2016,25(2):28-30
该矿石含泥量较高,黄铜矿与黄铁矿致密共生,原矿铜品位为0.99%,硫品位为18.32%。试验采用原矿洗矿—铜硫混合浮选—混合精矿再磨分离的原则流程。磨矿至-0.074 mm粒级含量占56%进行铜硫混选,混合精矿再磨矿至-0.074 mm粒级含量占90%进行铜硫分离。通过考察药剂制度对浮选的影响采用硫化钠400 g/t,丁基黄药∶丁基铵黑药(4∶1)80 g/t,松醇油35 g/t,石灰为1500 g/t,获得品位为15.95%、回收率为88.23%的铜精矿和品位为32.13%、回收率为69.84%的硫精矿。对同类别含泥高硫混合铜矿选矿具有一定指导意义。  相似文献   

8.
内蒙古某难选钼-钨-金矿是国内罕见的以氧化钼为主的多金属矿床,有几种不同类型矿石,其中石英岩类型矿石伴生硫化钼、钨和金,具有相当高的综合回收价值。针对该含金氧化钼矿氧化率高、有用矿物种类多、有用矿物特别是金矿物嵌布粒度细、矿石含泥量大的特点,试验采用"辉钼矿浮选-硫浮选-氧化钼钨(钼钨钙矿)浮选-氧化钼钨(钼钨钙矿)精矿浸出"流程综合回收钼、钨和金,在钼钨浮选段,根据矿物性质,对易选钼钨和难选钼钨分别进行回收。辉钼矿浮选采用Na_2SiO_3作调整剂,新型辉钼矿捕收剂Pm为捕收剂;硫浮选采用对金具有强捕收能力的Y-89作捕收剂;钼钨钙矿浮选采用NaOH+Na_2SiO_3为组合调整剂,新型脂肪酸类捕收剂GYWA为捕收剂。对含Mo 1.01%、WO_30.137%、Au 2.45 g/t的原矿,经浮选试验,获得含Mo47.10%、Au 470.6 g/t,回收率为Mo 13.79%、Au 56.77%的辉钼矿精矿;含Mo 6.58%、Au 19.7 g/t,回收率为Mo 9.59%、Au 11.84%的硫精矿;含Mo 18.30%、WO_32.89%,回收率为Mo 72.15%、WO_381.29%的钼钨精矿。钼钨精矿(含Au约10 g/t)中金的作业浸出率为70.67%,对原矿回收率为11.59%。精矿Mo、WO_3、Au的回收率分别为95.53%、81.29%、80.20%,有效实现了多金属资源的综合回收利用。  相似文献   

9.
江西某含银锑钨矿矿体(AgⅠ/AgⅡ号矿体)资源量总计为含钨和银38.0430万t,含锑4.1276万t。研究钨矿伴生银、锑的赋存状态和工艺矿物学特征,进行粗选和精选条件试验。原矿中WO3品位0.87%,银品位17.24 g/t,锑品位0.052%,闭路全浮选流程可获得最终钨精矿WO3品位71.78%,回收率90.19%,硫精矿产率1.87%,银品位720.90 g/t,锑品位1.52%,对原矿银回收率78.20%,锑回收率54.66%,可在冶炼过程中回收部分有用元素。  相似文献   

10.
广西某复杂铜铅锌多金属硫化矿石铜、铅、锌、硫、银含量分别为0.64%、0.46%、1.66%、10.08%、33.99g/t,主要金属矿物为黄铜矿、方铅矿、闪锌矿、黄铁矿,矿石中金属矿物之间共生关系密切、嵌布粒度不均匀。为确定该矿石的高效开发利用工艺,进行了选矿试验。结果表明:在磨矿细度为-74μm占75%情况下,采用1粗2精2扫铜铅混浮—1粗1精1扫铜铅分离—1粗1精2扫浮锌—1粗1精1扫浮硫流程处理矿石,可获得Cu品位为23.76%、铜回收率为83.93%、Ag品位为556.76 g/t、Ag回收率为36.81%的铜精矿,Pb品位为48.23%、Pb回收率为64.81%、Ag品位为1 651.76 g/t、Ag回收率为30.49%的铅精矿,Zn品位为45.81%、Zn锌回收率为88.49%、Ag品位为71.34 g/t、Ag回收率为6.69%的锌精矿,以及S品位为44.75%、S回收率为81.39%、Ag品位为37.71 g/t、Ag回收率为20.34%的硫精矿,实现了铜、铅、锌、银、硫的高效综合回收。  相似文献   

11.
为综合回收某铜金硫化矿中伴生的极低品位铅资源, 采用铜铅混选-铜铅分离工艺流程, 配合特效浮选药剂, 在原矿铜、金品位分别为0.41%和1.58 g/t情况下, 获得了铜品位17.46%、金品位36.95 g/t的含金铜精矿, 铜、金回收率分别为85.17%和47.94%。与此同时, 在原矿铅品位仅为0.19%的情况下, 获得了铅品位64.05%、铅总回收率64.18%的合格铅精矿, 实现了铜金矿床中伴生极低品位铅资源的综合回收利用。  相似文献   

12.
江西某次生钨细泥中钨主要为黑钨矿,现场采用全摇床重选工艺回收,生产指标不理想。为提高细泥黑钨选矿指标,经系统选矿试验研究,确定采用强磁选机粗选预富集—摇床、离心机分级精选的联合工艺对该次生细泥中黑钨进行回收,并成功进行了工业应用。现场设备调试运转正常后,获得WO3品位25.39%、回收率73.40%的钨精矿,WO3品位和回收率分别较原工艺提高了11.89%和30.10%。生产实践证明,该工艺流程科学合理,适应性强,操作维护简单,技术经济指标优良,为钨细泥综合回收利用提供了一定的技术参考。  相似文献   

13.
江西某钨矿石中有用金属矿物主要以黑钨矿为主,并伴生有锡石、辉钼矿、黄铜矿、黄铁矿、闪锌矿等。采用重—浮—重联合流程回收钨,先用重选得到钨的粗精矿,再用浮选脱去硫化矿,最后用重选获得钨精矿。在原矿品位为WO31.10%时,获得钨精矿品位为65.73%、回收率为82.17%,硫化矿含钨2.66%,回收率12.59%的选别指标。  相似文献   

14.
云南某铜铅矿分离试验研究   总被引:1,自引:1,他引:0  
云南大理某铜铅矿原矿含铜0.59%、含铅2.38%、含银41.61 g/t,铜的氧化率70%、铅的氧化率72%,是一个含硫化铅、硫化铜的混合矿。采用"混合浮选铜铅硫化矿—铜铅分离"工艺流程浮选回收该矿样中的硫化铜和硫化铅矿物,在硫化铜铅分离时用新型组合抑制剂来抑制方铅矿得到了较好的分离效果,经过闭路试验获得的硫化铜精矿铜品位28.05%、铜回收率24.17%、含银1 788.70 g/t,硫化铅精矿铅品位64.54%、铅回收率36.93%、含银479.60 g/t。  相似文献   

15.
云南大理某铜铅矿原矿含铜0.59%、含铅2.38%、含银41.61 g/t,铜的氧化率70%、铅的氧化率72%,是一个含硫化铅、硫化铜的混合型氧化矿。采用“混合浮选铜铅硫化矿—铜铅分离”工艺流程浮选回收该矿样中的硫化铜和硫化铅矿物,在硫化铜铅分离时用新型组合抑制剂来抑制方铅矿得到了较好的分离效果,经过闭路试验获得的硫化铜精矿铜品位28.05%、铜回收率24.17%、含银1788.70 g/t,硫化铅精矿铅品位64.54%、铅回收率36.93%、含银479.60 g/t。  相似文献   

16.
对某含铜钼钨矿石进行了浮选分离工艺研究。该矿石为钨重选毛砂,除钨矿物外,还富含铜、钼等有价金属硫化矿物。根据矿石性质,采用铜钼混合浮选—铜钼分离的浮选工艺,综合回收矿石中的钨、铜、钼。铜钼混合浮选时,采用高效活化剂BK546,有利于矿石浮选脱硫,提高铜钼回收率,并减少钨的互含损失。闭路试验获得钼精矿含钼57.90%、铜0.68%、钼回收率96.44%;铜精矿含铜37.32%、回收率99.64%;钨精矿含WO3 68.12%、铜0.025%、钼0.005%、钨回收率97.30%。实现了矿石中钨、铜、钼的有效分离回收。  相似文献   

17.
对云南某含银低铜高砷高硫多金属硫化矿进行了浮选试验研究。结果表明,在中碱性pH环境下,以GSF31为毒砂抑制剂、GSB32为铜和银矿物的选择性捕收剂,采用铜砷等可浮-抑砷浮铜工艺流程,在原矿铜、砷、银品位分别为0.35%、1.50%和10.74 g/t的条件下,获得了铜品位20.19%、总回收率64.15%的铜精矿,其中砷含量0.42%、银品位308.72 g/t、银选矿富集比28.75,铜精矿中砷含量不超标。  相似文献   

18.
印尼某海滨砂矿合理选矿工艺流程的研究   总被引:2,自引:0,他引:2  
对印度尼西亚某海滨砂矿进行了详细的工艺矿物学及选矿工艺流程研究。由于矿石经历风化淋滤, 各种矿物磁性范围重叠, 矿样属难选矿石。采用分级-重选-磁选-焙烧联合流程进行多次选别, 使铁、钛矿物得到了较好的分离, 在原矿含TiO2和Fe分别为6.38%和21.91%时, 获得了铁精矿含Fe 56.27%、Fe回收率为63.95%, 钛铁矿精矿含TiO2 46.91%、TiO2回收率为22.42%的技术指标。  相似文献   

19.
某复杂多金属矿含有铜、银、铅、锌等多种有用组分, 具有较高经济价值。为综合回收有用金属, 采用优先浮选工艺, 先混合浮选铜铅, 再抑铅浮铜, 银随铜进入铜精矿产品。原矿含铜0.58%, 含银163.82 g/t, 最终获得铜精矿含铜17.05%、铜回收率为77.62%, 含银5 623.6 g/t, 银回收率90.25%, 有效实现了铜及银的回收。  相似文献   

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