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为探究杂质矿物对黄铜矿浸出的影响,考察了不同种类离子对黄铜矿浸出的影响。研究发现:Al2(SO4)3对铜浸出起促进作用,而Na2SO4、K2SO4、MgSO4对铜浸出起抑制作用;相比于SO2-4,Cl-由于可在黄铜矿表面产生疏松多孔硫层,加快浸出剂的扩散,从而对铜浸出起促进作用。动力学分析表明,添加Na+、K+、Al3+时,黄铜矿浸出过程由界面化学反应控制;而Mg2+存在时黄铜矿浸出由扩散反应控制;添加Cl-时,黄铜矿浸出受界面化学反应控制;添加SO2-4时,黄铜矿浸出由扩散反应控制。试验结果可以为黄铜矿湿法冶金过程提高铜浸出率提供参考。 相似文献
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含银固体废弃物催化黄铜矿微生物浸出研究 总被引:3,自引:3,他引:0
以含银固体废弃物为催化剂, 采用氧化亚铁钩端螺旋菌浸出黄铜矿, 分析了浸出液中铜离子浓度、体系氧化还原电位及浸出渣的物相变化。结果表明, 未添加含银固体废弃物体系中, 黄铜矿中铜浸出率仅为30%, 而添加含银固体废弃物的体系中, 铜浸出率均高于30%, 最高达到80%。浸出前期, 含银固体废弃物使铜浸出速率显著提升, 而中期则是通过调控体系电位促使铜进一步浸出。浸渣X射线衍射结果表明, 浸出过程中有大量的元素硫与黄钾铁矾生成, 但这并未阻碍添加含银固体废弃物体系中黄铜矿的浸出。 相似文献
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铜陵硫酸渣磁化焙烧—磁选过程中铜、金、银赋存状态的变化 总被引:1,自引:0,他引:1
铜陵硫酸渣中的铜以铜蓝、黄铜矿以及合成矿物亚铁酸铜和亚铁酸亚铜存在 ,铜蓝和黄铜矿在磁化焙烧 -磁选过程中有一部分被氧化成合成矿物亚铁酸铜和亚铁酸亚铜 ,铜矿物在铁精矿中有所富集。铜陵硫酸渣中的金以含银自然金、银金矿存在 ;而银则以自然银、辉银矿存在 ,金、银矿物的赋存状态在磁化焙烧 -磁选过程中没有变化 ,但在尾矿中有所富集 相似文献
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针对某复杂低品位铜锌硫化矿,为降低选矿成本及为生产提供指导依据,进行了工艺矿物学研究。采用化学多元素分析、矿物自动分析仪(MLA)、光学显微镜等分析手段,查明了矿石的元素组成及矿物组成、主要矿物的嵌布特征、共生关系、粒度分布及解离度特征。结果表明,矿石中Cu品位为0.60%,锌品位为0.25%;含铜矿物主要为黄铜矿,含锌矿物主要为闪锌矿;铜锌硫矿物嵌布关系复杂,嵌布粒径大小悬殊,主要矿物单体含量低,黄铜矿及闪锌矿的单体解离度分别为37.92%、32.43%、单体解离度不高;矿石中存在极细粒黄铜矿且细粒级黄铜矿包裹于黄铁矿、磁铁矿、闪锌矿、脉石中导致铜回收困难,部分闪锌矿粒度极细且铜锌硫矿物共生关系紧密,相互包裹,共同赋存于脉石中导致铜锌分离困难。 相似文献
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为给江西某铜矿石的选冶利用提供参考,进行矿石工艺矿物学分析。结果表明,该矿石铜品位0.57%,含硫14.05%,铜、硫是主要可利用元素。铜主要以硫化铜的形式存在,黄铜矿和铜蓝是主要载铜矿物,其中的铜占总铜的95.56%。脉石矿物以石英、萤石、钙铁铝榴石、绢云母、长石等为主。黄铜矿与脉石、黄铁矿、闪锌矿连生关系较为密切,铜蓝呈凝胶状集合体形式存在,多分布在黄铁矿、辉铜矿边沿,形成反应边结构。黄铜矿与铜蓝的嵌布粒度均较细,需通过细磨才能单体解离。为获得较高的铜回收率,一是要充分磨矿;二是要加强黄铜矿的回收。 相似文献
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内蒙古某铜铅混合精矿中铜、铅含量分别为5.59%和49.66%,属微细粒铜铅混合精矿,铜主要以黄铜矿形式存在,铅主要以方铅矿形式存在。为有效分离内蒙古某微细粒铜铅混合精矿中的铜、铅矿物,进行了铜铅混合精矿无氰无铬分离工艺研究。结果表明:以活性炭+硫化钠作为脱药剂,以BK512(无机盐类组合抑制剂)作为方铅矿抑制剂,以Z-200作为黄铜矿捕收剂,可以实现铜铅混合精矿中黄铜矿和方铅矿的有效分离。采用"抑铅浮铜"分离工艺流程方案,闭路试验经过一次粗选、二次扫选、三次精选,最终获得铜品位22.62%、铜回收率80.04%的铜精矿,以及铅品位60.14%、铅回收率97.17%的铅精矿。 相似文献
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铜锌硫化矿浮选分离过程及动力学分析 总被引:1,自引:0,他引:1
通过纯矿物浮选动力学试验, 研究了黄铜矿与闪锌矿在捕收剂QP-02体系中的浮选动力学行为。研究表明, 黄铜矿、闪锌矿在合适的矿浆体系中, 浮选速度差异较明显, 可以利用其浮选速度的差异结合流程结构优化实现铜锌高效分离。根据动力学研究结果对江西某铜锌硫化矿石采用部分黄铜矿快速浮选、铜粗精矿再磨、铜精选尾矿选锌的工艺方案开展了试验研究, 结果表明, 采用该分离技术, 铜锌分离效果明显, 获得了铜品位为26.74%、回收率为90.80%的铜精矿和锌品位为45.20%、回收率为81.57%的锌精矿。 相似文献
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Y-89高效捕收剂对难选铜硫矿石浮选作用研究 总被引:1,自引:1,他引:1
以纯矿物和实际矿石研究了Y-89新型高效捕收剂对含次生铜矿物的难选铜硫矿石的浮选行为。研究结果表明,在石灰造成的高碱条件下,采用Y-89优先浮选铜硫矿石中的铜,可获得铜品位16.89%、铜回收率80.36%的铜精矿,与黄药相比,铜精矿品位提高了1.81%、铜回收率提高了6.13%,证明Y-89在高碱条件下的选择性和捕收能力均高于黄药。 相似文献
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低品位铜矿选矿工艺研究 总被引:4,自引:1,他引:3
穆国红 《有色金属(选矿部分)》2008,(3):16-19
对某低品位铜矿石的选别工艺进行了试验研究。通过浮选条件试验,确定采用一段粗磨(细度-74μm含量占51%)丢尾、闪速浮铜、铜硫混浮再磨分选流程,得到了含铜品位31.17%、铜回收率93.53%、伴生金回收率52.17%的铜精矿和含硫43.2%、回收率44.31%的硫精矿。结果表明,此选别工艺可有效处理该低品位铜矿石。 相似文献
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旋流-静态微泡浮选柱用于铜钼分离的试验研究 总被引:4,自引:1,他引:3
利用旋流—静态微泡浮选柱半工业分选试验系统对某选矿厂铜精矿产品进行了铜钼分离的试验研究。经过浮选柱粗选—粗精矿再磨—三段柱精选的闭路流程,在入料钼品位0.17%的情况下,可以得到钼精矿品位47.51%、钼回收率72.07%的浮选指标,铜回收率达到99.99%。该流程工艺简单,在基本不损失铜金属的情况下,得到了合格的钼精矿产品,实现了资源的综合回收利用。 相似文献
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提出把传统的P-S转炉改造为具有将燃料喷射进炉膛保温和固体还原剂从风口喷入熔池功能的还原转炉,创造弱还原气氛处理铜吹炼渣的新工艺。研究结果表明,该工艺能耗低,Fe3O4还原彻底,铜回收率高。处理50 t含Fe3O4为41%的吹炼渣,当控制炉温为1250℃、煤基还原剂输送速率为30 kg/min、渣中Fe/SiO2=1.25时,可将渣中的Fe3O4降至5%以下。工业验证性试验表明,用此工艺处理50 t含Fe3O4为46%的转炉渣,经过还原后弃渣含Cu 0.34%、含磁性氧化铁3.55%,铜的回收率为89.4%。 相似文献
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含次生铜的铜钼矿选矿试验研究 总被引:3,自引:2,他引:3
王立刚 《有色金属(选矿部分)》2009,(6):7-10
针对含次生铜较多的西藏玉龙铜矿Ⅰ号矿体铜钼矿矿石进行了选矿工艺试验研究。由于矿体含次生铜较多,很难抑制,铜钼分离过程中硫化钠用量较大;通过试验对比,采用新型抑制剂BK510,取得了较好的铜钼分离效果,小型闭路试验获得的指标为:钼精矿品位49.15%,钼回收率84.87%;铜精矿品位29.15%,铜回收率90.47%;铜精矿含金0.73g/t,含银69.17g/t,金回收率40.18%,银回收率39.24%。 相似文献
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硫化浮选从某铜矿尾矿中富集铜的研究 总被引:1,自引:0,他引:1
简述氧化铜处理的现状,介绍某铜尾矿浮选的条件和结果,讨论磨矿细度,药剂用量对某铜尾矿浮选的影响。两次粗选、一次扫选、两次精选的开路试验结果表明,在磨矿细度为95%-74μm、硫化钠3000g/t、丁基黄药300g/t、羟肟酸80g/t、松醇油60g/t、pH值8.5左右、矿浆浓度30%、浮选时间20min的条件下可以得到品位18.63%的铜精矿,铜回收率53.28%,试验效果良好。 相似文献
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泥质氧硫混合铜矿铜浮选技术研究 总被引:1,自引:0,他引:1
针对某含铜1.10%的泥质氧硫混合铜矿石,通过小型闭路试验分别研究了磨矿细度、调整剂和捕收剂等对该矿石浮选的影响,确定浮选铜矿石最佳参数。在最佳条件下得到了平均铜品位为16.99%、铜回收率为90.09%的铜精矿,较好地回收了矿石中的铜。 相似文献
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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
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澳大利亚Caim Hill磁铁矿选矿试验研究 总被引:2,自引:0,他引:2
针对澳大利亚Cairn Hill含铜、金的磁铁矿矿石,进行了先磁后浮及先浮后磁两大原则流程方案的选矿试验,并在先浮后磁的浮选方案中又进行了铜优先浮选流程和铜硫混合浮选两种流程方案试验。最终确定优先浮选铜、后浮选硫、尾矿弱磁选铁的先浮后磁联合工艺。小型闭路试验获得了铜品位21.15%、铜回收率88.94%、含金4.10g/t、金回收率49.50%的铜精矿和铁品位70.68%、铁回收率92.14%的铁精矿,以及硫品位40.58%、硫回收率57.80%的硫精矿。 相似文献