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相似文献
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1.
赤铜矿型氧化铜矿浮选试验研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
熊堃  文书明  先永骏 《矿冶》2011,20(3):26
采用化学分析、X射线衍射分析及粒度组成分析等方法研究了该氧化铜矿的矿石性质,考查了磨矿细度、药剂制度对浮选的影响。结果表明,原矿品位1.29%,氧化率92.25%,含泥量65.59%,通过一次粗选、三次扫选、两次精选闭路试验,获得了品位18.23%和回收率73.46%的铜精矿,该铜矿难处理的主要原因在于铜矿物以难选赤铜矿为主,矿泥含量高。  相似文献   

2.
李晓波  李国栋  张村 《金属矿山》2016,45(11):69-72
西藏某铜矿石为高氧化率、嵌布粒度细、脉石矿物易泥化的难选氧化铜矿石,铜品位为1.76%,铜氧化率高达44.32%。根据矿石性质的特点,采用硫化铜矿物和氧化铜矿物分步浮选-混合精选流程进行了浮选试验。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占85%情况下,以水玻璃为矿泥的抑制剂和分散剂、戊基黄药为捕收剂、硫化钠为氧化铜矿物的硫化剂、硫酸铵为辅助活化剂、松醇油为起泡剂,通过2粗2精2扫流程处理,获得了铜品位为21.19%,铜回收率为78.74%的铜精矿。  相似文献   

3.
摘要:丽江某难处理氧化铜矿尾矿品位为0.58%,原矿中铜矿物种类多,矿石可浮性差异大,氧化率高,钙镁等碱性脉石含量较高,矿泥含量较高,属于泥质铜矿。大量矿泥的存在不仅消耗大量药剂,增加了操作控制难度,导致铜精矿品位和回收率低。因此,在原矿性质研究基础之上,试验采用两次粗选、两次扫选、一次精选的工艺流程,通过添加高效活化剂HS,有效地活化了目的矿物的上浮,最终获得了铜品位15.36%,铜回收率为83.80%的铜精矿,试验指标良好。   相似文献   

4.
高泥赤铜矿的浮选一直是难选氧化铜矿浮选中的难题。针对该类型的氧化铜矿,设计开发异步强化浮选新技术:首先采用传统硫化浮选方法优先快速浮选易浮氧化铜矿物,然后以强氧化剂对难选赤铜矿进行强氧化-硫化浮选,从而极大的提高铜的回收率。针对含泥量大的特点,通过高效抑制剂有效抑制矿泥上浮,并在闭路流程中通过单独处理部分中矿,有效降低了矿泥对精矿的不良影响,在新疆某氧化铜矿原矿品位为0.84%的条件下,闭路试验获得铜精矿品位18.14%,回收率80.86%的良好浮选指标,为高泥难选赤铜矿型氧化铜矿的高效浮选提供了新的方法。  相似文献   

5.
某难选氧化铜矿含铜4.70%,氧化率达到84.89%。铜矿物以孔雀石、辉铜矿和硅孔雀石为主。通过实验室试验浮选药剂制度与工艺的优化,氧化铜精矿品位从22.69%变为22.66%,铜回收率从63.78%提高至68.81%。铜矿回收率得到了较大提高。针对现有生产流程进一步进行了药剂制度及工艺流程的优化,优化后在总浮选精矿品位相差不大的情况下,铜总回收率从76.17%提高到了81.57%。  相似文献   

6.
为高效选别某难选氧化铜中的铜资源,在矿石性质研究的基础上,对该矿石采用常规浮选药剂进行了硫化法浮选试验研究。试验结果表明:通过1次快速浮选,快浮尾矿进行2粗2精2扫,可获得精矿1含铜品位为20.12%、铜回收率为56.46%;精矿2含铜品位为15.32%、铜回收率为24.82%;精矿1与精矿2加权精矿含铜品位为18.36%、铜回收率为81.28%,实现了氧化铜矿的有效回收。  相似文献   

7.
凝灰岩型氧化铜矿浮选过程中,矿泥对浮选过程产生严重影响。采用SEM-EDS对矿泥、浮选精矿和尾矿的形貌及矿物组成进行表征,测量矿泥比表面积,药剂吸附量,研究矿泥对捕收剂的吸附特性。结果表明:凝灰岩矿泥表面为鳞片、薄片状,比表面积大,对捕收剂吸附活性高。提高矿浆温度,取消起泡剂,氧化铜矿浮选效果得到改善。一粗两精三扫、中矿顺序返回的闭路流程能够获得品位21.40%、回收率86.25%的铜精矿。  相似文献   

8.
非洲赞比亚穆利亚希混合铜矿中铜品位为1.46%,铜矿物氧化率高,为76.92%,其中难选的结合氧化铜含量较高,结合率为39.16%,导致该矿石的选别难度极大。采用显微镜观察、矿物参数自动定量分析系统(MLA)等手段进行工艺矿物学研究,发现矿石中存在铁质矿物浸染结合铜和包裹氧化铜的现象,硅孔雀石和孔雀石与褐铁矿和黑云母包裹且嵌布粒度较细,造成矿石选别困难。依据工艺矿物学研究结果确定了适宜的选别流程,浮选闭路采用一粗一精一扫流程,可得到铜精矿品位为29.89%,回收率为30.56%,浮选尾矿采用加温酸浸法,可得到铜浸出率为82.19%,高效回收了难选混合铜矿中的铜资源。  相似文献   

9.
为提高某难选氧化铜矿的回收率,采用了泥砂分选工艺,对氧化率为97.29%、铜品位为4.20%,且矿石含泥量大的氧化铜矿开展了试验研究。研究结果表明:采用常规直接浮选获得的回收率较低,为73.10%;采用旋流器脱泥、脱泥后泥砂分选、矿泥部分采用螺旋溜槽回收铜、沉砂部分采用浮选法回收铜工艺,可获得产率为12.12%、铜品位为27.01%、铜回收率为75.96%的综合铜精矿,比直接浮选铜品位提高了2个百分点,铜回收率提高了2.86个百分点。  相似文献   

10.
印尼某氧化铜矿选矿试验研究   总被引:2,自引:0,他引:2  
熊文良 《金属矿山》2011,40(9):94-96
在对印尼某氧化铜矿进行工艺矿物学特性分析的基础上,开展了硫化浮选工艺条件研究,结果表明,氧化铜、硫化铜矿物同步浮选是处理该矿石的有效途径,对铜品位为1.69%、含银64.88 g/t的原矿,采用1粗1精3扫、中矿顺序返回的闭路试验流程,可获得铜品位为18.64%、铜回收率77.98%、银品位843.00 g/t、银回收率91.86%的铜精矿。  相似文献   

11.
国外某低品位含铁氧化铜矿氧化率高,绿泥石含量大、易泥化,铁含量较高。根据以上矿石性质,采用一次粗选、一次扫选、二次精选的硫氧混合浮选流程回收铜,浮选尾矿再经两段磁选回收铁,最终获得铜精矿铜品位17.04%、铜回收率52.65%,铁精矿铁品位62.62%、全铁回收率64.18%、磁性铁回收率92.96%的指标。  相似文献   

12.
新疆某氧化铜矿含铜0.84%, 氧化率高达78.81%, 属含泥量高的低品位难选氧化铜矿。为回收利用该矿石资源, 对其进行了选矿工艺条件与工艺流程试验研究。结果表明, 采用硫化浮选法可有效回收该氧化铜矿, 在磨矿细度-0.074 mm粒级占75% 的条件下, 以水玻璃作为矿泥分散剂、Na2S作为氧化铜活化剂、戊基黄药+B130+25#黑药作为组合捕收剂、2#油作为起泡剂, 经过二粗三精二扫闭路浮选流程, 最终得到铜品位19.47%、回收率78.19%的铜精矿。  相似文献   

13.
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   

14.
某难选氧化铜矿分步优先浮选和中矿处理工艺研究   总被引:5,自引:0,他引:5  
某难选氧化铜矿石氧化率和结合率高,原矿品位低,选别指标不理想。为了提高铜精矿指标,提出了分步优先浮选工艺流程方案。比较了中矿不磨、再磨再选和中矿浸出三种方案,其中以中矿浸出效果最好。新工艺的特点是,采用分步优先浮选可尽早回收易选的硫化铜和氧化铜,又可防止过磨;铜精矿品位达26.35%,回收率达70%。  相似文献   

15.
对西藏某铜矿的试验样品进行了先选硫化铜、再选氧化铜的浮选工艺流程研究,采用该流程获得的指标为:硫化铜精矿品位33.83%、回收率69.71%;氧化铜精矿品位16.84%、回收率17.35%;总精矿品位28.17%,铜回收率87.06%。由于尾矿中铜品位尚有0.40%,经制片镜下检查表明,损失于尾矿中的铜主要是氧化铜,其存在形式主要以包裹体存在于脉石中,因此对该工艺流程的尾矿进行了再处理。对闭路浮选试验尾矿分别进行了氨和硫酸不同浓度、不同浸出时间的浸出试验,试验结果表明,用一定量的硫酸浸出可将尾矿铜降至0.11%,充分表明了该铜矿具有较高的资源价值。  相似文献   

16.
大姚某难选氧化铜矿工艺矿物学特征与浮选试验研究   总被引:2,自引:0,他引:2  
云南大姚某难选氧化铜矿,氧化率高、结合率高、钙镁含量高,含泥量大,且含有大量的纤硅铜矿,嵌布粒度极细。无论采用浮选法或湿法选铜都存在一定的难度。本试验研究从矿物学特征入手,查明该类矿石难选的原因,并选用具有针对性的氧化铜矿活化剂D2,制定较为合理的浮选流程,取得了较为满意的浮选指标,精矿铜品位达21.12%,回收率61.29%,伴生银也得到回收。  相似文献   

17.
某铜矿含铜1.07%,氧化程度高、嵌布粒度细、含泥高,属低品位复杂难选氧化铜矿。针对该矿石的特点,探索了不同的解决方案。最终小型闭路试验获得了铜品位为21.52%,铜回收率为78.66%的铜精矿。  相似文献   

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