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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
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朝鲜某铜矿含铜1.14%,含硫8.01%。为开发利用该矿产资源,进行了详细的选矿工艺研究。针对该矿石含有水溶铜及大量易浮脉石,采用铜硫混合浮选工艺,获得了较好的选矿指标。获得了铜品位24.30%,回收率84.41%的铜精矿。 相似文献
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针对大姚铜矿含铜石英砂岩的特点 ,就目前选矿生产入选细度比较粗的现状 ,采取切实可行的措施 ,优化入选细度与回收率的关系 ,提高选矿综合效益 ,最大限度地回收和利用有限的矿产资源。 相似文献
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针对某铜冶炼炉渣经选矿后的铜尾矿品位较高的问题, 开展了炉渣选矿试验研究。根据研究结果, 对现场的工艺流程和药剂制度进行优化, 获得了较好的生产技术指标。当炉渣含Cu 2.90%时, 获得的铜精矿含Cu 26.20%, Cu回收率为92.26%, 铜尾矿铜品位为0.25%, 降低了铜在尾矿中的损失。 相似文献
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西藏某铜钼矿浮选工艺研究 总被引:5,自引:3,他引:2
西藏某铜钼矿为一斑岩型铜矿,含铜0.0969%,含钼0.0892%,通过对该矿工艺矿物学研究,采用合理的浮选工艺流程及工艺条件,获得了较高的铜、钼选矿技术指标,钼精矿含钼49.55%、钼回收率82.25%,铜精矿含铜18.46%、铜回收率83.17%,且还综合回收了矿石中的铼。本研究对该矿铜钼资源的综合利用具有一定的积极意义。 相似文献
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蒋崇祐 《有色金属(选矿部分)》1980,(5)
<正> 石菉铜矿1972年全面转入离析生产技术攻关工作,经过三年多的努力,基本上攻克了离析工艺和设备两大关。离析窑的台时处理干原矿量从5吨提高到19.36吨,精矿品位从12%左右提高到25%以上,选矿理论回收率从50%提高到80%,回转窑作业率提高到80%左右。1976年正式投入生产。一、原料、燃料及添加剂的性质 (一)原矿原矿矿物成分比较复杂,主要含铜矿物为孔雀石,次要含铜矿物有硅孔雀石、蓝铜矿、含铜锰土和含铜绿泥石,微量含铜矿物有自然铜、黄铜矿、辉铜矿和斑铜矿等。非含铜矿物有粘土、石英、柘榴 相似文献
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对西藏某含钼混合铜矿石进行选矿试验研究,针对氧化铜矿物的特性,使用螯合捕收剂B-135,采用的硫、氧混合浮选工艺使铜的回收率从77%提高至80%,同时采用铜钼混合浮选—精矿抑铜浮钼工艺流程,获得含铜20%、回收率79%的铜精矿和含钼48%、回收率87%的钼精矿。本研究使硫、氧混合浮选工艺在选别含钼混合铜矿石中得到了应用。 相似文献
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国外某低品位含金硫化铜矿石含铜0.36%、金0.08 g/t,针对该金、铜矿物嵌布粒度细,且主要与黄铁矿致密共生的性质特点,采用了"全硫混浮—混合粗精矿再磨—铜硫分离"的选矿工艺流程。闭路试验获得铜精矿含铜24.65%、含金4.21 g/t,铜回收率为90.19%、金回收率为68.24%,以及硫精矿含硫45.97%、硫回收率68.96%的良好试验指标,实现了铜、金资源的高效回收。 相似文献
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赞比亚某铜钴矿含铜1.57%,钴0.14%。矿石中主要含铜矿物为黄铜矿,其次为斑铜矿、辉铜矿等,钴矿物主要为硫铜钴矿,其他硫化矿物主要为黄铁矿等。本文对该铜钴矿进行了工艺矿物学以及选矿试验研究。根据矿石特性,采用混合浮选工艺流程,最终获得实验室小型闭路试验结果为:铜钴混合精矿含铜23.02%,回收率94.34%;含钴1.98%,回收率90.09%。 相似文献
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针对福建某含伴生铜矿物的矿石性质特点,确定了弱磁除铁—铜硫混浮—铜硫分离—硫化矿尾矿萤石浮选的工艺流程回收铜、萤石。经矿石分析发现,该原矿中黄铜矿、萤石多属于中细粒嵌布,且伴生铜多与磁铁矿连生,拟采用磁浮联合工艺在较低的选矿成本条件下对各目的元素进行综合回收。通过药剂制度优化,使用廉价、高效的药剂组合分别浮选获得铜精矿、萤石精矿。全流程闭路试验获得铜精矿含Cu 20.17%、Cu回收率为74.18%,萤石精矿含CaF_2 96.56%、CaF_2回收率为83.23%的选矿指标。 相似文献
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针对大型斑岩铜矿床矿石进行了选矿合理工艺流程和药剂制度的研究,采用一次粗选、二次精选、二次扫选工艺流程可获得含铜24.84%、回收率89.97%的技术指标。该工艺流程简单,易于产业化。 相似文献