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相似文献
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1.
李成必  吴熙群等 《矿冶》2002,11(4):39-42
赞比亚谦比西铜矿为一特大型铜矿,矿石中铜矿物属粗细不均匀嵌布,部分铜矿物嵌布粒度较细,矿物组成较简单。采用开路粗扫选一中矿再磨工艺处理该矿时,部分铜矿物以连生体或包裹体的形式损失在尾矿中,采用尾矿分级一粗粒中矿返回再磨的工艺,把含铜1%的粗粒中矿返回再磨,铜回收率提高了近5%,减少了铜的损失。  相似文献   

2.
某硫化铜矿石中的金属矿物主要为斑铜矿、黄铜矿及辉铜矿,黄铁矿和硫铜钴矿微量,脉石矿物主要为石英。矿石中铜矿物嵌布粒度极不均匀,少部分铜矿物嵌布粒度较粗,主要为细—微细粒嵌布的铜矿物,细者甚至小于10μm。为确定该矿石的高效选矿工艺进行了选矿试验。结果表明:铜品位为3.85%的矿石在磨矿细度为-53μm占80%的情况下,采用2粗2精3扫流程进行粗粒开路浮选,粗粒浮选中矿集中再磨至-10μm占80%的情况下,采用1粗1精流程进行细粒开路浮选,可获得铜品位为41.86%、回收率为59.01%的粗粒精矿,铜品位为33.27%、回收率为26.43%的细粒精矿,总精矿品位为38.76%、回收率为85.45%。采用粗细分级分选开路浮选流程回收矿石中的硫化铜,既解决了含铜粗粒连生体在流程中的循环,又发挥了粗细分选优势,还避免了微细粒中矿返回对流程的影响,是粒度极不均匀嵌布的硫化铜矿物的高效回收工艺。高品位微细粒中矿中的铜将采用生物氧化浸出工艺回收有利于提高总铜回收率。  相似文献   

3.
米拉多铜矿属于低品位铜硫矿石,为了有效回收有价金属元素铜、金、银,针对其存在黄铁矿嵌布粒度较粗,黄铜矿嵌布粒度不均匀,部分黄铜矿粒径小于0.020 mm且包裹在黄铁矿和脉石矿物中的问题,进一步分析了米拉多铜矿石的性质特点,进行了异步选铜工艺研究,通过优先回收可浮性较好的粗颗粒铜矿物、再采用混浮再磨再选工艺回收细颗粒铜矿物,取得了良好的选别指标。试验结果表明:采用异步浮选—中矿再磨再选工艺,可得到含铜26.34%、含金3.01 g/t、含银48.88 g/t的铜精矿,铜、金、银回收率分别为91.15%,47.62%和66.89%。  相似文献   

4.
针对山西某铜冶炼渣选矿厂尾矿品位偏高的问题,利用MLA分析、粒级筛析的技术手段,发现主要原因为中矿粗粒级贫连生体得不到较好回收。依据分析结果和生产实践开展了工艺流程改进,将中矿处理方式由“顺序返回”改为“浓缩后返回二段磨矿”。粗粒级贫连生体得到了有效的再磨再选,原矿品位3.88%的条件下,精矿品位完成21.24%、尾矿品位由0.279%降低至0.229%。流程改进后,有效降低了浮选中矿贫连生体含量,提高了铜矿物单体解离度,具有参考意义。  相似文献   

5.
针对云南某铜矿嵌布粒度粗细不均、嵌布关系复杂、部分铜矿物易过磨损失,从而导致铜精矿中铜和伴生金、银回收率低的技术难点,通过采用铜选择性捕收剂BK901G和"铜快速浮选—中矿再磨再选"工艺流程,获得了较好的选矿指标,其中铜精矿中铜的品位和回收率分别达到23.79%和93.66%;伴生金、银的回收率分别达到43.92%和67.93%。该工艺技术可为同类型矿山提供借鉴。  相似文献   

6.
谦比希铜矿以硫化铜矿为主,因原矿石中铜矿物的嵌布粒度不均匀,导致现有工艺条件下选矿指标有优化提高的空间.针对这一问题,本文以谦比希西矿体矿石为研究对象,分别考察了中矿再磨、尾矿再磨以及改质机优化入浮前的矿化条件等优化手段对选矿指标的影响.结果 表明:中矿再磨再选实验、尾矿再磨再选实验以及改质机强化浮选矿化条件的实验,均表明在一定程度上能提高选矿指标.且在超级搅拌,中、尾矿再磨等多种优化手段作用下,经一次粗选、两次精选、两次扫选的闭路流程,可得到铜品位26.61%、铜回收率93.34%的优质精矿产品.  相似文献   

7.
针对某高硫铜矿石、铜矿物嵌布粒度较细、硫矿物嵌布粒度较粗,铜矿物与白铁矿、黄铁矿等矿物共生关系密切等特点,采用混合浮选、混合精矿活性炭脱药分离、中矿再磨再选的分步选别工艺,取得了良好的选别指标。闭路试验获得了铜精矿铜品位为18.36%,铜回收率为91.29%;硫精矿硫品位为36.78%,硫回收率为86.60%的选别指标,铜精矿中金、银含量分别为4.39g/t和22.62g/t,达到了计价标准。  相似文献   

8.
某复杂高硫铜锌多金属矿富含多种有价金属元素, 铜、锌矿物以细粒嵌布为主, 黄铁矿主要以粗粒形态存在, 矿物间嵌布关系复杂。采用粗磨铜锌异步混选抛尾-粗精矿再磨铜锌分离选矿工艺, 获得了铜精矿品位22.56%、回收率87.55%, 锌精矿品位42.86%、回收率75.64%的指标, 粗磨混浮尾矿用摇床重选可选出合格硫精矿。  相似文献   

9.
从安徽某磁铁矿磁选尾矿中选铜的试验研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
彭会清  邓强  吕纪霞 《金属矿山》2007,37(10):123-127
安徽某磁铁矿磁选尾矿含铜、硫,但铜品位低,且铜矿物嵌布粒度细,含泥量高,以常用浮选药剂按常规铜硫混浮-铜硫分离、中矿顺序返回流程进行选矿试验,铜精矿铜品位仅为15.62%、回收率仅为75.38%。为此,采用自行研制的新型酯类硫化矿捕收剂PL411,并按中矿选择性磨浮大闭路循环新工艺进行选矿试验,最终获得铜品位为22.13%、铜回收率为81.88%的铜精矿和硫品位为46.58%、硫回收率为78.47% 的硫精矿。该试验结果为安徽某磁铁矿尾矿的二次开发奠定了基础,同时对其它类似磁铁矿尾矿的综合利用具有一定的借鉴和参考价值。  相似文献   

10.
某难选铜矿石原矿含铜1.38%,含硫11.84%,含金0.16 g/t,原矿主要以硫化铜矿为主,原生硫化铜矿占比32.56%,次生硫化铜矿占比64.83%;铜矿物嵌布粒度粗细不均,部分铜矿物与黄铁矿紧密共生,铜硫分离困难.针对该铜矿石,采用铜快速浮选—快速浮选尾矿铜硫混浮—混浮粗精矿再磨的工艺流程回收铜金银.经过闭路试...  相似文献   

11.
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   

12.
新疆某高碳高次生铜铜矿矿石中矿物组成复杂,铜矿物种类繁多,同时由于鳞片石墨的存在,致使现场生产铜精矿品质低,总尾矿中有价金属流失严重。针对以上问题,开展了详尽的工艺矿物学及工艺优化小型试验研究,开发出阶段磨矿-易浮快浮-中矿及粗选尾矿再磨再选的创新工艺流程,获得了良好的选矿指标。在浮选药剂优化过程中,采用石灰、水玻璃和单宁作为细粒石墨、次生泥质及被铜离子活化的硫矿物的抑制剂,保证了再磨再选精矿的产出,避免了中矿的循环累积。采用推荐的优化工艺,总铜精矿中铜、金、银回收率提高了24.05%、14.44%、9.32%。  相似文献   

13.
秘鲁某选铁尾矿中铜品位0.83%,铁品位24.04%,同时伴生一定的金、银,具有较高的综合回收价值.由于该尾矿的脱硫泡沫中的硫被活化,受铜矿物中次生铜离子对硫的活化作用以及海水中各种离子对铜浮选的干扰,使得选铁尾矿的回收具有一定的难度.针对上述问题,在矿石工艺矿物学研究的基础上,通过工艺流程探索,采用优先选铜-粗精矿再...  相似文献   

14.
风化钛铁矿可选性试验研究   总被引:2,自引:0,他引:2  
云南某地风化钛铁矿以钛铁矿及钛磁铁矿为主,属风化严重砂矿。从优化选别流程出发,针对矿石性质,采用溜槽粗选抛尾,磁选除铁,摇床富集粗钛精矿及粗钛精矿再磨再选的流程,最终获得了钛精矿品位为47.96%,回收率为72.85%的技术经济指标。  相似文献   

15.
西藏玉龙铜矿硫化矿选矿工艺流程的研究   总被引:7,自引:0,他引:7  
吴熙群  李世伦  谢珉 《矿冶》2000,9(4):32-37
玉龙铜矿硫化矿氧化率较高 (13 2 6 % ) ,次生铜含量大 (73 4% ) ,黄铁矿含量高 ,高岭石和蒙脱石的含量也较多 (18 6 1% ) ,矿石性质复杂、难选。通过多种选矿工艺流程探讨 ,确定采用铜硫混合浮选 -混合精矿再磨后铜硫分离 -混选尾矿分级后矿砂浮选、矿泥酸浸工艺。在小型试验基础上 ,完成了扩大连选试验。连选试验所获铜精矿铜品位2 0 47%、铜回收率 73 6 6 % ,加上矿泥酸浸 ,总铜回收率为 78 49%。  相似文献   

16.
甘肃某稀土矿石REO含量为192%,主要稀土矿物羟硅钙铈石、直氟碳钙铈矿、氟碳钙铈矿的嵌布粒度较细,REO含量加权平均值为5488%,即稀土精矿的理论REO品位为5488%。为确定该矿石的开发利用工艺,进行了选矿试验研究。结果表明:强磁选和重选均不适合该矿石的预先抛尾;矿石采用粗磨—浮选—再磨—强磁选流程处理,可获得REO品位为2389%、回收率6470%的稀土精矿,稀土次精矿REO品位为532%、回收率1162%,稀土总回收率为7632%。该稀土精矿品位不高,后续需进一步开展提质降杂试验.  相似文献   

17.
某高砷锡石硫化铜矿粗粒浮选工艺研究   总被引:5,自引:1,他引:5  
试验用矿石为铜锡共生多金属硫化矿,矿石中的铜以细粒嵌布为主,且与黄铁矿、毒砂等致密共生。经过粗粒浮选工艺小型试验研究,采用粗磨-混合浮选-粗精矿再磨-铜砷(硫)分离的原则流程,能获得较好的技术指标。该工艺是在一段粗磨(-74μm占40%-45%)的条件下先富集单体及连生体硫化矿物,尾矿再进行选锡作业,这样有效地保护了锡石,减轻了锡石的过粉碎,为重选提供了好的给矿条件。铜粗精矿再磨再选,尾矿进入重选选锡,减少了锡石在硫化矿中的损失,提高了精矿铜品位和回收率,降低了精矿含砷量。该新工艺最终获得产率9.38%、品位23.58%、回收率91.17%的铜精矿,其中含砷仅为0.19%。同时锡在铜精矿中的损失也不到4%。  相似文献   

18.
某铜钼矿浮选后的尾矿中钨以白钨矿、钼钙矿形式存在,含钨品位仅0.082%。根据尾矿的矿石性质,试验探索了联合工艺磁选-浮选流程、磁选-重选流程对钨矿物回收的可能性,研究结果表明:磁重联合流程能有效的回收钨矿物,可获得钨精矿含钨品位36.13%,钨回收率60.29%的良好指标。实现了对该尾矿中钨有价元素的综合回收。   相似文献   

19.
崔立凤 《矿产综合利用》2013,34(1):23-26,39
文章简要介绍了江西赣州某硫化矿综合回收铜锌工艺试验研究。采用部分铜快速浮选、铜粗精矿再磨精选、选铜尾矿浮选回收锌的工艺流程处理该矿石,最终获得含铜30.55%,含锌3.91%的铜精矿Ⅰ,含铜26.11%,含锌4.99%的铜精矿Ⅱ,铜综合回收率90.8%;含锌45.20%、含铜2.97%,锌回收率81.57%的锌精矿,从而达到铜锌分离的目的。   相似文献   

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