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相似文献
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1.
西藏某铜钼矿选矿工艺研究   总被引:2,自引:1,他引:1  
某铜钼矿床是我国典型的超大型斑岩铜钼矿床,主要为原生硫化矿石,含铜0.47%、钼0.026%、硫2.02%,矿石品位低、性质复杂、难选。通过多种选矿工艺流程探讨,确定采用钼铜等可浮选再分离—铜硫混合浮选分离工艺流程产出钼精矿、铜精矿及硫精矿,实验室获得的闭路试验指标为:总铜精矿品位22.85%、铜回收率87.17%,钼精矿品位48.85%、钼回收率68.96%,硫精矿品位40.75%、硫回收率61.07%。  相似文献   

2.
对青海某铜品位1.00%、钼品位0.067%、金含量3.04 g/t的铜多金属矿进行了选矿试验研究。采用铜钼等可浮-铜钼分离-铜钼等可浮尾矿选硫的工艺流程,闭路试验获得了钼精矿钼品位48.52%、钼回收率86.49%,铜精矿铜品位19.44%、铜回收率94.72%、铜精矿中含金57.10 g/t、金回收率90.44%,硫精矿硫品位36.56%、硫回收率32.84%。  相似文献   

3.
内蒙某铜钼矿石中金属矿物以为黄铁矿为主,其次为黄铜矿和辉钼矿等。辉钼矿粒度细小,各矿物共生关系密切而复杂,较难分离。采用阶段磨矿的混合浮选,混合精矿钼、铜、硫分离浮选工艺流程对该矿石进行选矿试验,获得了钼品位和钼回收率为46.30%和74.66%的钼精矿、铜品位和铜回收率为23.50%和70.16%的铜精矿以及硫品位和硫回收率为35.60%和79.55%的硫精矿。  相似文献   

4.
新疆某低品位钼矿石钼品位仅0.076%。矿石中除钼外,还伴生含量为0.033%的铜和含量为1.232%的硫。虽然钼、铜、硫主要以辉铜矿、黄铜矿、黄铁矿形式存在,但它们共生关系密切,分离困难。根据矿石性质开展综合回收钼、铜、硫的选矿试验,首先将原矿粗磨至-0.074 mm占85%后进行钼铜硫的混合浮选,然后将钼铜硫混合精矿细磨至-0.043 mm占95%后进行钼铜与硫的分离浮选,最后对钼铜混合精矿进行钼与铜的分离浮选,并在钼铜硫混合浮选过程中使用新型捕收剂GZW101和新型抑制剂GTS、在钼铜分离浮选过程中使用新型抑制剂GLN,最终获得了钼品位为47.03%、钼回收率为73.20%的钼精矿以及铜品位为14.89%、铜回收率为77.26%的铜精矿和硫品位为54.26%、硫回收率为88.94%的硫精矿,从而为该矿石的高效利用提供了依据。  相似文献   

5.
在对某低品位难选斑岩型铜钼矿进行矿石性质研究的基础上,采用铜钼(硫)混合浮选-混合精矿脱硫精选-钼铜分离的工艺流程,闭路试验可获得含钼43.62%、钼回收率70.41%的钼精矿、含铜24.25%、铜回收率87.14%的铜精矿以及含硫39.30%、硫回收率79.08%的硫精矿。该试验研究结果可以作为开发利用该铜钼矿的技术依据。  相似文献   

6.
某铜钼矿选矿工艺技术试验研究   总被引:6,自引:4,他引:2  
对河南某矿区片岩型铜钼矿石,采用钼铜异步混合浮选再分离—硫浮选工艺流程,获得钼精矿品位为47.02%、钼回收率87.91%,铜精矿品位14.33%、铜回收率82.61%的较好指标。为开发利用该类型中低品位铜钼矿资源,提供了技术依据。  相似文献   

7.
西藏某铜钼矿原矿含铜品位0.28%、钼品位0.022%,硫品位0.60%,铜氧化率31.13%,针对矿石性质,开展了四种浮选流程的试验研究,采用硫化铜钼混合浮选-分离然后浮选氧化铜的原则工艺流程,得到铜品位20.91%,含钼0.24%,铜回收率63.69%的硫化铜精矿;铜品位10.78%,含钼0.47%,铜回收率17.90%的氧化铜精矿;钼品位47.17%,含铜1.21%,钼回收率63.66%的钼精矿,铜总回收率为81.59%,有价元素得到了较好回收。  相似文献   

8.
谭鑫  何发钰  谭欣 《矿冶》2015,24(6):1-6
为了提升铜钼资源利用效率,对某铜钼尾矿开展铜钼再回收利用浮选试验研究。针对该矿石有用矿物品位低,矿物嵌布粒度较细,且铜的氧化率较高、矿石成分复杂的特点,采用"矿石脱泥—粗砂铜钼部分优先浮选—粗精矿再磨精选—铜钼硫混合浮选—混合精矿再磨后铜钼-硫分离—分离尾矿选硫"的浮选工艺流程,从铜、钼含量分别为0.086%和0.011%的原矿,获得铜钼混合精矿1含铜19.05%,含钼4.32%,铜、钼回收率分别为25.57%、49.71%;铜钼混合精矿2含铜2.49%,含钼0.22%,铜、钼回收率分别为3.73%、2.82%,较好地实现了铜钼资源的再回收利用。  相似文献   

9.
某铜钼矿石的选矿试验研究   总被引:2,自引:0,他引:2  
于雪 《矿冶工程》2012,32(1):32-35
对某铜钼矿石进行了选矿试验研究。采用铜钼混选, 铜钼混合粗精矿经一段再磨、铜钼一粗三精分离的浮选工艺流程, 以石灰为调整剂, 煤油为捕收剂混合浮选铜钼, QN为铜矿物抑制剂, 进行铜钼分离, 获得了钼精矿钼品位为48.12%、钼回收率为87.93%, 铜精矿铜品位为13.19%、铜回收率为87.16%。  相似文献   

10.
某铜钼钴铁多金属矿是一种典型复杂难分离多金属共生矿石。在工艺矿物学研究的基础上,通过工艺流程对比,试验最终采用"铜钼混合浮选—铜钼分离—混合浮选尾矿浮钴—浮钴尾矿弱磁选铁"流程,配合使用专门研究的铜选择性抑制剂WY-07分离铜钼,获得了合格产品:铜精矿铜品位21.25%、铜回收率93.39%;钼精矿钼品位46.78%、钼回收率45.78%;钴精矿钴品位0.47%、钴回收率56.87%;铁精矿铁品位63.65%、铁回收率37.54%。  相似文献   

11.
甘肃某低品位难选铜硫矿选矿试验   总被引:2,自引:0,他引:2  
根据甘肃某低品位难选铜矿石的特点,进行了铜硫混合浮选、混合精矿铜硫分离条件研究,试验确定的工艺技术条件可有效解决次生硫化铜含量高所造成的铜硫难以分离问题。在铜硫混合浮选磨矿细度为-0.074 mm占70%、铜硫混合精矿再磨细度为-0.043 mm占90%的情况下,采用1粗2精1扫混浮铜硫、铜硫混合精矿再磨后1粗1扫2精铜硫分离、中矿顺序返回流程处理该矿石,最终可获得铜品位为16.25%、回收率为63.92%的铜精矿,以及硫品位为37.45%、回收率为80.10%的硫精矿。  相似文献   

12.
永平铜矿万吨级选矿厂铜硫浮选最终尾矿经螺旋溜槽预选抛去大量的脉石 ,可得到含铜、硫、钨的粗精矿 ,以及含石榴子石的中矿 ,处理该中矿 ,采用磁选方案获得含石榴子石 96.3 %、回收率 69.3 %的精矿 ,采用重选摇床方案获得含石榴子石 95 .4%、回收率 60 .5 9%的精矿。  相似文献   

13.
某铜矿石低碱度铜硫分离浮选工艺研究   总被引:3,自引:0,他引:3  
为解决江西某铜矿选矿厂在进行铜硫分离浮选时以单一石灰为抑制剂、矿浆pH高达12以上所带来的环境污染、设备及管道结垢等问题,用江西理工大学研发的新型抑制剂DT-4#代替大部分石灰对该矿矿石进行铜硫混合浮选-混合精矿再磨-铜硫分离浮选试验,实现了低碱度(pH=8)条件下铜硫的有效分离,获得的铜精矿铜品位为23.45%、铜回收率为90.38%,硫精矿硫品位为44.67%、硫回收率为91.63%。  相似文献   

14.
低品位铜矿选矿工艺研究   总被引:4,自引:1,他引:3  
对某低品位铜矿石的选别工艺进行了试验研究。通过浮选条件试验,确定采用一段粗磨(细度-74μm含量占51%)丢尾、闪速浮铜、铜硫混浮再磨分选流程,得到了含铜品位31.17%、铜回收率93.53%、伴生金回收率52.17%的铜精矿和含硫43.2%、回收率44.31%的硫精矿。结果表明,此选别工艺可有效处理该低品位铜矿石。  相似文献   

15.
张立刚 《矿冶工程》2017,37(4):51-53
对湖北某铁矿中极低品位伴生铜硫进行了综合回收研究。采用铜硫混浮-铜硫分离-中矿集中脱泥流程, 闭路试验可以获得产率0.08%、Cu品位16.55%、回收率67.31%的铜精矿以及产率7.06%、S品位49.10%、回收率62.51%的硫精矿。通过铜、硫的综合回收, 为矿山带来新的经济效益和社会效益。  相似文献   

16.
叶雪均  熊立 《金属矿山》2012,41(7):155-157
针对安徽某铁矿磁选尾矿中铜矿物粗细不均,次生硫化铜含量较高,且部分黄铜矿被黄铁矿包裹等特点,在原铜硫混浮-铜硫分离工艺前进行了增设快速浮铜工艺环节的研究,并对混精再磨、分离工艺进行了优化研究。采用试验确定的半优先浮铜闭路试验流程处理该试样,可获得铜品位21.48%、回收率达82.85%的铜精矿,以及硫品位为48.34%、回收率为84.43%的硫精矿,试验铜回收率较生产平均铜回收率高10个百分点以上。  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.
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   

19.
某高铁铜矿选矿试验研究   总被引:2,自引:0,他引:2  
涂玉国  汤优优  雷霆  张汉平 《矿冶》2011,20(3):42-46
针对某高铁铜矿考察了原矿性质,并根据原矿性质特点进行选矿试验研究,分别进行了优先浮选和混合浮选两种方案的试验,优先浮选试验得到铜精矿品位为22.21%,回收率为95.47%。混合浮选中考察了浮选和磁选两种铜硫分离方法,得到铜精矿品位分别为23.56%和22.87%,回收率分别为97.62%和97.34%。对试验的各个方案进行了比较说明,确定了混合浮选—铜硫磁选分离的最佳试验方案。  相似文献   

20.
大山选矿厂浮选工艺的改进   总被引:6,自引:0,他引:6  
何庆浪 《矿冶》2002,11(3):26-29,43
大山选矿厂投产以来不断对浮选工艺流程、药剂制度和设备进行改进 ,选矿工艺日趋完善。粗选段通过采取中矿返回点由粗一改到粗二、pH由 10~ 11降低到 8、给药点前移等措施 ,使整个粗选作业稳定性明显提高 ,更适合于铜硫混合浮选 ;精选段采用选择性再磨工艺改善了给料的粒度组成 ,采用CTP低碱铜硫分离工艺提高了铜、金、银、钼的回收率。快速浮选工艺及相关的高选择性捕收剂AP的采用 ,使铜精矿品位提高 2 2 % ,钼回收率提高 3 5 99%。  相似文献   

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