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相似文献
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1.
云南某铜矿选矿试验研究   总被引:4,自引:1,他引:3  
分析了该铜矿石的性质,进行了铜-硫混合浮选和铜-硫分离浮选试验等一系列试验。并在此基础上制定了浮选闭路试验方案,试验获得了铜品位为23.56%、铜回收率为95.24%、银品位为190.1g/t的优质铜精矿。  相似文献   

2.
对新疆某氧化银铜矿石进行选别试验,研究确定该氧化银铜矿选别流程为一粗二扫三精;选别的最佳条件为:磨矿细度91.2%;硫酸铜150g/t;混合捕收剂丁基黄药与丁胺黑药,用量分别为80g/t和75g/t;2#油用量14g/t。银铜混合精矿铜品位4.21%、回收率95.89%,银品位为11662.79克/吨、回收率为94.5%。  相似文献   

3.
河南某铁铜矿属矽卡岩型铁铜矿石类型,矿物组成比较简单,主要金属矿物为磁铁矿,其次为黄铜矿、黄铁矿、少量赤褐铁矿。铜矿优先浮选试验控制磨矿细度为-0.074 mm粒级占70%,以石灰作pH值调整剂和黄铁矿抑制剂,石灰用量1 500~2 000 g/t,脉石矿物抑制剂水玻璃用量为1 500 g/t,捕收剂丁铵黑药用量为50g/t,进行条件试验。经两粗三精两扫闭路流程试验,获得铜品位16.37%,铜回收率77.69%的合格精矿,实现低品位铜矿的有效回收。选铜尾矿进行磁选,经一次粗选,粗精矿再磨精选,获得铁品位65.50%,含硫0.13%,铁回收率53.53%的二级合格铁精矿。实现铁和低品位铜综合回收利用。  相似文献   

4.
国外某铜矿中黄铜矿与黄铁矿紧密共生,金、银主要以类质同象状态及超显微包裹赋存于黄铜矿中,为综合回收其中的伴生金和银,同时尽可能提高铜的回收水平,依次进行了探索试验、药剂种类和用量试验、再磨试验以及闭路试验。结果表明:原矿经磨矿后采用两粗三精一扫闭路浮选工艺流程,粗精矿再磨,粗磨细度-0.074 mm占75%,石灰作为脉石抑制剂和p H调整剂,再磨细度-0.043 mm占90%,亚硫酸钠和硫酸锌作为抑制剂,2~#油作为起泡剂,可获得铜、金、银品位分别为15.09%、3.40 g/t、396.60 g/t,回收率分别为90.56%、63.37%、74.79%的铜精矿。  相似文献   

5.
针对国外某斑岩型铜矿矿石中铜品位0.56%、金品位0.18 g/t,黄铁矿含量高、铜硫比低、伴生金主要为裸露金等性质特点,制定了不同碱度条件下的金铜快速浮选—优先选铜工艺流程,考察了捕收剂、调整剂、磨矿细度等影响因素。结果表明:在最佳条件下,闭路试验可获得综合铜精矿铜品位20.91%、金品位5.31 g/t,铜回收率92.33%、金回收率70.96%的较好指标,实现了该斑岩型铜矿金、铜资源的有效回收。  相似文献   

6.
本文以不同铜品位的原矿为研究对象,分别开展不同的浮选流程结构对比试验研究,筛选出了最佳的浮选工艺流程,为该铜矿调整流程结构、强化铜浮选效果提供依据。最终推荐的流程为"铜快速浮选—中矿再磨再选",闭路试验可获得综合铜精矿含铜30.52%、铜回收率91.25%,硫精矿含硫45.83%、硫回收率45.33%的优异指标。与现场流程相比,该流程对原矿铜品位变化具有非常强的适应性,在不降低铜回收率的情况下,该流程可提高铜精矿品位5个百分点,并且减少石灰用量550g/t。  相似文献   

7.
辽宁某氰化尾渣金品位2.01 g/t,银品位36.23 g/t,铜、铅、锌品位分别为0.33%、1.91%、3.01%。针对该氰化尾渣进行铜铅锌混合浮选试验及优先选铅—尾矿选锌浮选试验。铜铅锌混合浮选试验可获得金品位13.72 g/t、银品位281.70 g/t、铜品位3.63%、铅品位16.01%、锌品位36.92%,金、银、铜、铅、锌回收率分别为50.09%、57.22%、80.69%、61.33%、90.88%的混合精矿;优先选铅—尾矿选锌浮选试验可获得铅品位48.95%、铅回收率52.29%的铅精矿,锌品位43.21%、锌回收率89.45%的锌精矿,铅精矿中金、银、铜品位分别为54.02 g/t、891.42 g/t、5.92%,锌精矿中金、银、铜品位分别为2.43 g/t、134.79 g/t、2.19%,总金、总银、总铜回收率分别为62.39%、73.43%、77.76%。选别指标良好,为该类氰化尾渣资源的综合回收利用提供了参考依据。  相似文献   

8.
针对西藏某细粒难选铜矿进行了浮选试验研究,通过磨矿细度试验、浮选浓度试验、捕收剂种类和用量试验、活化剂用量以及强化回收伴生元素试验,优化了浮选工艺参数和药剂制度。在最佳工艺参数和药剂制度条件下,闭路试验可以获得精矿Cu品位28.33%、Au品位12.60 g/t、Ag品位564.32 g/t、Mo品位0.62%,Cu回收率91.31%、Au回收率80.59%、Ag回收率66.69%、Mo回收率69.68%的理想试验指标。  相似文献   

9.
福建某铜金矿为典型的含铜金多金属硫化矿,矿石中可综合回收的主要有价元素为金、银、铜、硫。针对该矿石性质,进行了混合浮选—粗精矿再磨—铜硫分离工艺研究,考察了磨矿细度、抑制剂、捕收剂等因素对浮选指标的影响。结果表明:在最佳试验条件下,闭路试验获得的铜精矿铜品位23.61%、金品位185.00 g/t,铜、金回收率分别为95.77%、85.86%;硫精矿铜品位仅为0.03%、金品位3.30 g/t,铜、金回收率分别为0.47%、5.97%。研究结果对该矿石中铜、金的回收利用及工业生产起到了指导作用。  相似文献   

10.
杨振兴  于鸿宾  郝福来  王铜 《黄金》2021,42(4):76-79,83
采用混合浮选工艺对氰化尾渣中铜、铅进行了综合回收。试验结果表明:采用石灰作为调整剂、硫酸铜作为活化剂、丁基黄药+丁铵黑药作为捕收剂,在一次粗选、两次扫选、四次精选混合浮选闭路工艺流程下,可获得铜、铅、金、银品位分别为18.50%、9.67%、19.41 g/t和850.22 g/t,回收率分别为85.02%、58.38%、33.67%和69.19%的铜铅混合精矿。铜铅混合精矿采用浮铅抑铜工艺可获得铅品位为68.40%的铅精矿和铜品位为20.38%的铜精矿,试验指标较为理想,实现了二次资源的综合利用。  相似文献   

11.
余新阳  周源 《黄金》2009,30(6):42-45
针对某复杂难选金、银多金属硫化矿石中的铜、铅分离难,铜精矿中金、银回收率低等问题,进行了一系列的试验研究。试验获得指标:铜精矿品位为25.77%、回收率为85.08%,铜精矿中金、银的回收率分别为69.42%、68.58%,铜精矿中含铅、锌分别为2.29%、2.76%。与原工艺指标比较,在获得铜回收率相当的情况下,铜精矿品位提高了3.14%,铜精矿中金、银回收率分别提高了7.11%、9.84%;铜、铅精矿合计金、银回收率分别提高了10.09%、14.63%。试验采用的工艺条件较好地解决了铜、铅分离难,金、银回收率低等问题。  相似文献   

12.
吉尔吉斯斯坦某金多金属矿石中伴生多种有价元素,有用矿物嵌布状态复杂且嵌布粒度细。针对矿石性质,采用铜优先浮选—金钴混合浮选工艺流程,可初步实现该金多金属矿石中有价金属的有效分选。闭路试验可获得Au品位228.00 g/t、Au回收率12.19%,Ag品位974.00 g/t、Ag回收率37.71%,Cu品位27.590%、Cu回收率80.65%的铜精矿,以及Au品位65.00 g/t、Au回收率57.22%,Ag品位28.00 g/t、Ag回收率17.86%,Co品位0.5500%、Co回收率53.02%的金钴精矿。  相似文献   

13.
李恒 《黄金科学技术》2021,29(1):164-172
甘肃某难选金铜氧化矿金含量为4.83 g/t,铜含量为1.18%,铜氧化率高达95.87%.铜矿物以难选的硅孔雀石为主,且与脉石矿物关系密切,金与铜矿物呈伴生关系.对原矿工艺矿物学进行了系统的研究,分析了尾矿中铜、金损失的原因.在磨矿细度为-74 μm占80%,Na2S作硫化剂,CuSO4作活化剂,丁基黄药、羟肟酸和2...  相似文献   

14.
云冶水淬铜渣中主要有价元素为铜和铁,其中含铜0.72%、含铁39.84%,伴生金银。铜矿物主要以单质铜、辉铜矿和赤铜矿形式存在,铁矿物主要以硅酸铁形式存在。铜矿物与铁橄榄石等嵌布关系复杂,嵌布粒度极细,属于极难回收的二次资源。为了回收该水淬铜渣中的微细粒级铜和金银等贵金属,采用阶段磨矿-阶段选别-混合中矿再磨再选的工艺流程,混合中矿再磨再选过程中加入硫酸铜活化使得混合铜精矿的品位和回收率均有明显改善,最终获得含铜20.27%、含金2.59 g/t、含银230.37 g/t,铜、金、银回收率分别为30.98%、35.61%和34.34%的混合铜精矿。  相似文献   

15.
刘德军 《有色矿冶》2002,18(1):20-23,26
在充分论证和试验研究基础上,采用混汞-浮选联合流程及适宜的工艺条件,在原矿品位为Au7.18g/t、Ag47.7g/t、Cu0.207%的情况下,获得了浮选混合精矿含Au54.00g/t、Ag509g/t、Cu3.13%,混汞加浮选回收率分别为Au90.53%、Ag95.98%、Cu97.67%的指标;全泥氰化金浸出率为84.60%、银的浸出率78.60%。  相似文献   

16.
骆任 《湖南有色金属》2012,28(2):9-12,54
新疆某铜矿石中铜的含量为2.11%,其中硫化铜占36.49%,氧化铜占63.51%,属于氧化铜矿石。矿石中可供综合回收的是Ag,Ag可随铜精矿产品一起回收。在氧化铜浮选试验部分,采用活化剂HN-7,有效地增加了氧化铜矿石的可浮性,提高了氧化铜的回收率。氧化铜浮选闭路试验指标为:氧化铜精矿中铜品位为26.87%,铜作业回收率为77.34%,含Ag 334.06 g/t,Ag作业回收率为64.57%。  相似文献   

17.
针对某含铜氧化金矿开展高氰高碱综合回收金铜试验。结果表明,在矿石细度-0.074mm占93.54%、氰化钠浓度1000mg/L、矿浆浓度40.00%、浸出时间48h、炭用量10g/L的条件下,金浸出率为89.67%,炭金品位313.20g/t,铜品位1304.48g/t。炭浸贫液通过酸化法脱铜回收氰根,氰根回收率超过99%,同时铜以品位超过60%铜精矿回收。  相似文献   

18.
某含铜难处理金矿提金试验   总被引:2,自引:2,他引:0       下载免费PDF全文
分别采用直接氰化法、浮选—氰化法和碘化法处理某含铜难处理金矿,并考察了搅拌强度、浸出时间和矿浆温度对碘化浸金效果的影响。结果表明,采用直接氰化法在氰化钠用量为10kg/t时,金浸出率为82%左右,铜浸出率为40%左右;利用浮选—氰化法得到的浮选精矿中金、铜品位分别为36.9g/t和4.69%,金、铜回收率分别为57.41%和62.35%,浮选精矿中砷品位达到4.2%,浮选尾矿氰化金的浸出率为65.96%;碘化试验中金浸出率达到85.3%,铜浸出率低于1%。碘化法比较适宜处理该金矿,其最佳工艺条件为:搅拌强度400r/min、浸出时间2h、矿浆温度298K。  相似文献   

19.
针对某银多金属矿矿物组成种类繁多、矿石性质复杂、铜铅分离不彻底及贵金属银回收率低等问题,分析了原矿矿物组成和矿石性质,并进行了详细的选矿试验研究。在给矿品位为铜0.68%、铅1.22%、锌1.47%及银74 g/t的条件下,小型闭路试验获得选矿指标如下:铜精矿中铜品位为27.22%、铜回收率为85.29%;铅精矿中铅品位为56.37%、铅回收率为85.02%;铜精矿和铅精矿中银累计回收率为86.73%;锌精矿中锌品位为53.22%、锌回收率为77.48%。与矿山实际生产对比,该工艺技术不仅药剂制度简单,流程简洁,且大大提高了银、铜和铅的选别指标。  相似文献   

20.
冯国刚 《甘肃冶金》2012,34(6):45-47
某铜金矿石原矿铜品位0.72%,铜氧化率31.94%,含金3.45 g/t,矿石中含泥量较大,属于难选矿石。针对矿石性质特点,研究了各种氧化铜矿捕收剂以及金银增效剂对浮选的影响,取得了铜品位23.21%,回收率89.91%,铜精矿含金108.04 g/t、含银750.68 g/t,金银回收率分别为87.37%,92.99%的好指标。  相似文献   

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