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孙志健 《有色金属(选矿部分)》2013,(4):5-8
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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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
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尼日利亚某铜矿石属于铜品位高、氧化程度深、含泥量大、铜矿物组成复杂且嵌布粒度粗细不均的难选氧化铜矿石。为确定矿石的合理开发利用工艺,分别进行了硫化浮选工艺和硫酸酸浸工艺研究。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占90%的情况下,采用1粗4精3扫浮选流程处理,可获得铜品位为20.23%、铜回收率为74.35%的铜精矿;矿石在磨矿细度为-0.074 mm占55%、硫酸浓度为74 g/L、矿浆浓度为33%、浸出时间为2 h、搅拌速度为300 r/min的情况下,铜浸出率可达77.22%。从节能、增效角度考虑,酸浸工艺相对更适合该矿石的处理,在磨矿细度-0.074 mm含量从90%降至55%的情况下,铜浸出率高出浮选工艺铜回收率2.87个百分点。 相似文献
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低品位高含泥氧化铜矿制粒堆浸新工艺的研究 总被引:5,自引:1,他引:4
铜绿山铜铁矿氧化铜矿石品位低,泥和碱性脉石含量高,属难选氧化铜矿。该矿石除了含铜外,尚含有金,铁等金属。为经济有效地回收这种矿石中的有价金属,进行了酸化制粒堆浸新工艺的试验研究。 相似文献
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赞比亚某低品位高结合率难处理氧化铜矿石铜品位为1.56%,主要铜矿物为赤铜矿、黄铜矿、铜蓝、水胆矾;主要脉石矿物为石英、云母、铁白云石等。铜氧化率高达82.85%,以结合氧化铜为主;硫化铜仅占17.15%,主要为原生硫化铜。为确定该矿石的合理开发利用工艺,进行了系统的硫酸酸浸试验。结果表明:①提高浸出试样细度,延长浸出时间,提高浸出温度,增大液固质量比和搅拌速度均有利于改善氧化铜矿石的浸出效果。②矿石在磨矿细度为-200目占60%、硫酸浓度为50 g/L、液固质量比为3、浸出温度为65 ℃、搅拌速度为300 r/min,浸出时间为120 min情况下,铜的浸出率达78.64%。③硫酸浸出该矿石的浸出动力学受化学反应模型控制,反应的表观活化能为37.83 kJ/mol。 相似文献
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赞比亚某低品位高结合率难处理氧化铜矿石铜品位为1.56%,主要铜矿物为赤铜矿、黄铜矿、铜蓝、水胆矾;主要脉石矿物为石英、云母、铁白云石等。铜氧化率高达82.85%,以结合氧化铜为主;硫化铜仅占17.15%,主要为原生硫化铜。为确定该矿石的合理开发利用工艺,进行了系统的硫酸酸浸试验。结果表明:①提高浸出试样细度,延长浸出时间,提高浸出温度,增大液固质量比和搅拌速度均有利于改善氧化铜矿石的浸出效果。②矿石在磨矿细度为-200目占60%、硫酸浓度为50 g/L、液固质量比为3、浸出温度为65 ℃、搅拌速度为300 r/min,浸出时间为120 min情况下,铜的浸出率达78.64%。③硫酸浸出该矿石的浸出动力学受化学反应模型控制,反应的表观活化能为37.83 kJ/mol。 相似文献
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赞比亚某复杂铜矿预处理—酸浸提铜试验 总被引:1,自引:0,他引:1
赞比亚某复杂难选氧化铜矿石矿物组成复杂,属结合相占比较高的氧化铜矿石,铜品位为2.10%。为开发利用该铜矿石资源,采用预处理—硫酸酸浸工艺进行了浸铜工艺参数研究。结果表明,在磨矿细度为-200目占58%,预处理剂K1浓度为9%、液固比为1∶1、预处理温度为85℃、预处理时间为1 h,酸浸的硫酸浓度为5%、液固比为1.5∶1、浸出温度为50℃、浸出时间为3h的情况下,可取得88.83%的铜浸出率。较好地解决了矿石的铜浸出问题,为开发利用该铜矿资源提供了技术依据。 相似文献
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新疆某浸染状氧化铜镍矿含铜0.89%、镍0.55%,为了开发利用该矿产资源,对其矿石性质进行了详细的研究,结果表明,该矿石工业类型属于超基性岩风化壳型铜镍矿,铜主要以孔雀石、硅孔雀石形式存在,镍主要赋存于绿泥石中。铜、镍氧化率分别为74.16%、96.57%,矿石风化严重,含泥量较大,属于难选氧化铜镍矿。在矿石性质研究的基础上,对矿石进行了浮选、搅拌浸出、池浸等方案对比试验研究,采用池浸回收铜、镍效果较好。当磨矿细度为-0.074 mm占45%、矿浆质量浓度为20%、硫酸用量为50 g/L、浸出时间为24 d时,铜浸出率可达81.27%、镍浸出率为60.32%;对铜镍浸出液采用铁置换沉铜—中和除铁—硫化法沉镍,可以获得海绵铜品位92.05%、铜置换率为97.35%,硫化镍中镍品位为24.32%、镍沉淀率为86.78%。最终铜的回收率为79.12%,镍的回收率为52.35%,实现了铜、镍的有效回收。本研究可为该矿山的开发利用提供技术依据,也可为同类型氧化铜镍矿石开发利用提供参考。 相似文献
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非洲某选厂铜矿石以氧化矿为主,铜品位为1.53%、钴品位为0.024%。现场采用浸出工艺回收其中的铜钴资源,随着生产的进行,矿石铜品位逐渐降低,采用原工艺生产,成本较高并且生产指标不稳定。为此,对进入浸出体系的氧化铜矿石重新进行了搅拌浸出试验研究。研究表明:最佳浸出条件为浸出温度65 ℃、矿浆浓度30%、浸出时间3 h、搅拌速度500 r/min,萃余液返回利用,补加酸量为20.24 kg/t,获得了铜浸出率为78.65%、钴浸出率为45.25%的指标。较原现场工艺流程,铜、钴浸出率分别提高了3.65和2.25个百分点。试验结果可以为现场生产提供重要的技术支持。 相似文献
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介绍了采用“浮选-浮选精矿销售-浮选尾矿直接炭浆法氰化浸出”工艺方案综合回收中亚某矿山过渡带难选含铜金矿中的金和铜。该矿原矿石含金3.52g/t、银11.20g/t、铜0.54%、砷0.40%、硫1.54%,其中氧化物铜含量为0.22%,占总铜含量的40.74%,金、铜嵌布粒度微细,嵌布关系复杂,属于复杂难选含氧化铜金矿。针对该矿特点,通过引进氧化铜类捕收药剂体系,增加精选级数,按照便于现场技改的硫化物铜、氧化物铜混合浮选工艺进行金铜浮选回收,对浮选尾矿进行直接炭浆法氰化浸出回收金。最终可获得浮选精矿产率3.92%,含金48.50g/t,含铜8.45%的可销售精矿,浮选尾矿含铜0.21%,可氰化铜含量0.12%,浮选尾矿直接炭浸所需氰化钠用量为3.1kg/t,金浸出率74.71%,浮选+浸出金综合回收率88.26%,铜回收率62.16%。与现场原工艺“浮选-浮选精矿销售-浮选尾矿氨氰法抑铜浸金-氨氰尾浆炭浸”相比,浮选精矿产率接近,精矿金铜品位更优,金综合回收率提高了6.02%,铜回收率提高了9.24%。试验成果已作为现场技改依据。 相似文献
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