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相似文献
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1.
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   

2.
针对云南某低品位铜矿铜浮选指标不太理想,铜精矿中伴生银品位达不到计价要求的现状,对现场生产工艺和生产条件参数进行优化,并进行了分支串流浮选新工艺的试验研究。结果表明,分支串流浮选新工艺是处理该铜矿最佳的浮选工艺,经过闭路试验,可以获得铜精矿铜品位21.33%,含金3.04 g/t,含银23.80 g/t,铜回收率达到92.79%,金回收率为64.51%,银回收率为52.55%的优良指标。与现场生产工艺相比,大幅提高了浮选指标,并且使铜精矿中伴生银品位达到了计价要求,实现了该矿石中铜及伴生金银的高效综合回收。  相似文献   

3.
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   

4.
针对某矿山硫化铜矿含炭高、有用矿物嵌布粒度细、铜及伴生银矿物回收率低,精矿质量差等问题,本试验采用硫化钠做活化剂,铁铬盐木质素作为炭质矿物的抑制剂,丁基黄药与FZ-9538做组合捕收剂进行铜(银)硫混浮-铜硫分离,且经过闭路试验获得了铜精矿中铜品位22.23%、回收率81.05%,银品位2010.85 g/t、回收率69.80%,硫精矿硫品位36.28%、回收率42.02%的良好的选矿指标。  相似文献   

5.
高德水 《现代矿业》2020,36(9):145-147
为提高某高硫铜锌矿石中伴生金银的回收效果,对矿石中的金银矿物进行了工艺矿物学研究及选矿试验。工艺矿物学研究结果表明:矿石中的金矿物以银金矿为主(占96.66%),银矿物以辉银矿为主(占87.52%),且金矿物和银矿物的嵌布粒度都很细,但二者与黄铜矿的密切共生关系为金、银的回收创造了条件;矿石采用1粗2扫3精闭路优先浮铜流程可有效回收伴生金银,在石灰及锌矿物抑制剂硫酸锌+亚硫酸钠添加在磨机中(粗选矿浆pH=10.0)的情况下,最终获得的铜精矿含铜19.83%、回收率88.50%,含金7.64 g/t、回收率56.61%,含银340.7 g/t、回收率54.20%,伴生金、银较好地富集在铜精矿中;工艺矿物学研究结果为该矿石中伴生金、银的高效回收提供了依据。  相似文献   

6.
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   

7.
某含钼高硫细粒嵌布矽卡岩型铜矿含铜0.42%,含钼0.007%,含硫11.87%。铜主要赋存在黄铜矿、辉铜矿及铜蓝中,铜在次生硫化铜中的分配率占37.65%。相较黄铜矿,辉铜矿及铜蓝嵌布粒度极细,约有40%~50%次生铜矿物嵌布粒度在20μm以下,铜矿物嵌布粒度整体不均匀;采用阶段磨矿-优先浮铜钼-优浮尾矿强化细粒铜回收的原则流程,小型闭路试验可获得综合铜精矿Cu品位22.57%,Cu回收率75.28%,综合铜精矿含Mo品位0.36%,Mo回收率75.28%的选别指标;相较混合浮选流程,工艺流程更贴合铜矿物的不均匀嵌布特征,铜精矿Cu品位提高2.59个百分点,Cu回收率提高4.99个百分点,另采用选择性铜钼捕收剂KMY-2可强化钼矿物回收,铜精矿中Mo回收率提高51.79个百分点,体现了较好的选别效果。  相似文献   

8.
某富银氧化铜矿中银分别以游离银和载体银两种形式存在,其中银载体矿物主要为氧化铜矿、少量为硫化铜矿.为了最大限度地提高银回收率,采用"先浮选游离银及硫化铜矿-后浮选氧化铜矿"的优先浮选工艺,配合银的高效捕收剂LF-105,在原矿银品位335.56g/t、铜品位4.91%的条件下,获得银品位4417.11g/t、回收率85.69%的银精矿,及银品位310.45g/t、银回收率11.59%、铜品位27.98%、铜回收率71.36%的富银铜精矿,银总回收率可达97.28%,实现了铜矿中共伴生银资源的综合利用.  相似文献   

9.
篦子沟铜矿于1964年5月正式投产,设计生产能力100万t/a,目前实际生产能力不足90万t。矿山主产品为铜精矿,矿石中伴生的金、银在选别过程中进入铜精矿产品得到回收。原矿中伴生金的品位为0.5g/t以上,是中国有色金属工业总公司金银生产的重要矿山之一。近年来,矿山在伴生金银的勘查和回收方面做了大量工作. 1 伴生金银赋存状态矿石中伴生的金银分别以自然金、银金矿、自然银的形式存在。金的主要载体矿物是黄铜矿,其次为斑铜矿、黄铁矿、磁黄铁矿。自然金的嵌布形  相似文献   

10.
蒙古某铜矿含铜0.61%,含硫2.57%,含金0.80g/t,含银15.12g/t,矿石中铜矿物主要为黄铜矿、斑铜矿及辉铜矿,脉石矿物有石英、长石、云母等。矿石中金、银等有价元素与黄铜矿、黄铁矿等金属矿物之间嵌布关系密切。本文研究针对该矿石特征,采用铜优先-铜和脉石浮选分离工艺流程,粗选采用选择性捕收剂BKH优先选铜,精选采用新型抑制剂BKL抑制脉石矿物,最终获得实验室闭路试验结果为:铜精矿含铜24.85%,铜回收率81.88%;含金21.87g/t,金回收率55.00%;含银515.80g/t,银回收率68.89%。  相似文献   

11.
邱廷省  解志锋  黄雄  钟建峰  余雄 《矿冶》2015,24(4):89-93
某含铜铅锌矿具有矿石嵌布关系复杂、嵌布粒度不均匀的特点,属于难选的复杂多金属硫化矿。该矿石中主要的回收对象为黄铜矿、方铅矿和闪锌矿,其铜、铅、锌的品位分别为0.20 %、0.78 %和1.64 %。通过系统的工艺矿物学研究,全面地了解了该铜铅锌矿的矿石性质。最终确定采用“铜铅部分混合浮选-选铜铅尾矿活化选锌”的原则工艺流程。获得了含铜6.01 %,回收率为77.54 %,含铅21.26 %,回收率达到88.85 %铜铅精矿;锌精矿含锌44.27 %,回收率达到74.75 %。贵价金属金、银大部分富集在铜铅精矿中。含金、银分别为37.27 g/t、1 539.50 g/t的选别指标。较好的实现了铜、铅、锌、金、银有价元素的综合回收。  相似文献   

12.
罗增鑫 《现代矿业》2020,36(3):103-107
某大型低品位金铜矿山较高品位铜矿石选用浮选工艺进行富集,低品位铜矿石则利用生物堆浸工艺生产阴极铜,该矿山生物堆场随着堆高的增加,酸铁不断浸出、铜浸出率下降。针对该生物堆浸低品位铜矿石,采用预先分级、选冶联合工艺,并对原有堆浸工艺进行优化,2 mm筛上产品柱浸试验浸出率为75.22%,比原工艺流程浸出率提高了5.08个百分点,铁累积浸出率同比下降了2.75个百分点。-2 mm产品通过浮选工艺最终可获得含铜20.20%、回收率87.21%,伴生金品位3.6 g/t、金回收率58.74%,伴生银品位83.7 g/t、银回收率为68.28%的铜精矿,以及含硫47.12%,回收率33.00%的硫精矿。预先分级、选冶联合工艺铜综合回收率为79.55%,较原生物浸出工艺铜浸出率69.14%提高10.41个百分点,并伴生回收贵金属金、银及副产品硫精矿,使用该工艺可增加利润约1.16亿元。工艺改造后不仅可提高资源利用率,产生较大的经济效益,还可降低酸铁的浸出,大大降低环保处理成本。  相似文献   

13.
铜火法冶炼渣中铜品位为5.23%,具有良好的回收利用价值。原矿中铜矿物主要为冰铜和金属铜,脉石矿物主要为铁酸盐和铁橄榄石,还有大量的玻璃相。玻璃相的存在为选矿带来不利的影响。对该冶炼渣采用阶段磨矿—异步浮选工艺,在较粗的磨矿细度下优先回收可浮性较好的粗颗粒铜矿物,获得含铜45.36%、铜回收率81.65%的铜精矿,浮选尾矿再磨后回收细粒级的铜矿物,获得含铜13.65%、铜回收率13.74%的综合铜精矿,综合铜精矿含铜33.99%,含金3.42 g/t,含银79.17 g/t,铜回收率95.40%,金回收率85.94%,银回收率81.17%,该冶炼渣中的铜、金和银均得到较好的回收。   相似文献   

14.
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   

15.
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   

16.
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   

17.
在确保铜锌高效回收的前提下,通过试验确定了红透山含金银复杂铜锌硫化矿强化金银回收的合适磨矿细度、捕收剂种类及用量。用优化后的工艺技术条件和现场的1粗2扫3精选铜、中矿顺序返回流程处理该矿石,可获得铜品位为22.22%、回收率为92.21%的铜精矿,铜精矿中金、银的品位分别为5.51 g/t和295.00 g/t,回收率分别为58.07%和60.51%。  相似文献   

18.
某金精矿中含金36.25g/t、铜2.37%,硫46.83%。为使其中的有价元素有效回收,在其工艺矿物学研究的基础上,分别进行了全浮流程试验和重-浮联合流程试验。通过大量的试验研究,最终确定采用重-浮联合流程试验,所得选矿指标为金、银、铜在重砂、铜精矿中的总回收率分别高达96.19%、87.91%、96.45%,硫回收率100%,使得资源得到很好的综合回收和利用。  相似文献   

19.
根据某铜铅锌矿矿石中铜、铅、锌等硫化矿物嵌布关系复杂、嵌布粒度极不均匀的特点,采用"铜铅混合浮选—混合精矿再磨—铜铅分离—混合浮选尾矿选锌"的工艺流程及合理的药剂制度,闭路试验获得良好的铜、铅、锌选矿技术指标,同时,矿石中的伴生银也得到了较好回收,铜、铅、锌及银的回收率分别达到65.98%、88.83%、85.31%、84.98%。  相似文献   

20.
基于铜硫矿物分选过程的可浮性差异、浮选速度规律及铜硫矿物嵌布粒度特性,提出了异步-快速-强化浮选分选铜硫的新方法。根据硫化铜矿石的工艺矿物学性质,采用异步粗选、易浮矿物快速浮选—难浮(连生体)矿物选择性再磨后强化精选"的选别流程,以石灰调控矿浆pH值至低碱介质,Z-200为快速浮选铜捕收剂获得含铜20.85%、含银94.56g/t、铜回收率61.69%、银回收率45.93%的铜精矿1,戊基黄药+酯-105为组合捕收剂浮出难浮铜及铜硫连生体矿物并选择性再磨后强化精选获得含铜20.37%、含银130.25g/t、、铜回收率32.88%、银回收率34.51%的铜精矿2。累计铜精矿铜品位20.68%、银品位107.16g/t、铜回收率94.57%、银回收率80.44%。相比原工艺条件下的选别指标,铜、银回收率分别提高3.56和8.74个百分点,新工艺显著改善了浮选过程的稳定性,提高了铜硫分选效率,降低了选矿能耗及成本,属于高效节能的硫化铜矿选矿技术。  相似文献   

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