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国外某陈年铜钴矿尾矿Cu品位为0.97%、Co品位为0.080%,铜主要以氧化铜的形式存在,占总铜的88.66%;-0.074 mm占77.31%、-0.038 mm占53.01%,Cu、Co在+0.15 mm粒级有明显的富集现象,但由于+0.15 mm粒级产率较低,导致该粒级Cu、Co分布率不高。为确定适宜的铜、钴回收工艺,进行了铜、钴浮选预富集,预富集粗精矿常温硫酸酸浸试验。结果表明,铜钴粗精矿Cu品位为5.37%、Co品位为0.325%、Cu回收率为63.99%、Co回收率为48.88%,酸浸酸耗为7.53 t/t、铜浸出率为80.16%、钴浸出率为69.87%。预富集效果良好,且预富集再酸浸比直接酸浸大大降低了酸耗,经济与环境效益显著。 相似文献
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针对刚果(金)某铜钴矿氧化率低、直接浸出回收率低的问题,采用浮选回收硫化铜钴精矿、硫酸浸出浮选尾矿工艺流程处理该矿石。结果表明,采用硫化矿闭路浮选得到的硫化精矿中铜品位50.81%、钴品位1.62%,铜回收率24.79%、钴回收率11.10%; 浮选尾矿在液固比2∶1、硫酸用量202 kg/t矿条件下常温搅拌浸出3 h,铜浸出率93.98%,钴浸出率72.44%; 选冶综合回收率铜95.47%,钴75.50%,酸耗199.58 kg/t矿。与原矿直接硫酸浸出工艺相比,铜回收率提高了14.95个百分点,钴浸出率提高了6.93个百分点。研究成果可为同类矿物的开发利用提供技术依据。 相似文献
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以赞比亚某铜钴矿为研究对象,针对铜钴矿浮选回水回用导致铜钴难以有效分离的问题,本文研究了抑制剂对钴矿物的选择性抑制和活化剂对钴矿物的活化作用。采用“一粗、一扫、三精”优先选铜,选铜尾矿采用“一粗、一扫、两精”再选钴的优先浮选工艺,可得到铜品位为31.76%、回收率为94.03%的铜精矿,钴品位为3.25%、回收率为55.29%的钴精矿。本研究可以较好地解决浮选回水回用恶化铜钴分离的问题,实现铜钴的综合回收,为同类型铜钴矿浮选回水回用提供重要技术支撑。 相似文献
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这是一篇冶金工程领域的文章。刚果(金)某铜钴矿为氧化矿,铜钴含量分别为Cu 3.43%和Co0.42%。本文采用浸出液五级循环浸出工艺浸出铜和钴,在硫酸用量为矿石质量的7.4%、亚硫酸钠用量为理论量的1.68倍、磨矿粒度-74μm 75%、浸出温度45℃、浸出液固体积质量比2/1~3/1、单级浸出时间4 h的实验条件下,铜浸出率96.85%、钴浸出率95.67%。该工艺在确保铜钴浸出率的情况下,比一级浸出降低硫酸用量6 kg/t、浸出过程总溶液量减少约1/4,降低了酸耗、减少了后续钴沉淀和铜萃取处理液量。 相似文献
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四川会理某铜钴尾矿铜钴品位分别为0.84%和0.33%,-400目含量占65%,铜钴矿物氧化程度较高。为了充分回收其中的有用成分,减少金属残余对环境的潜在污染,采用硫化浮选-硫酸酸浸工艺进行了铜钴回收试验。结果表明:采用1粗2精2扫、中矿顺序返回硫化浮选流程处理该尾矿,最终可获得铜、钴品位分别为7.14%、4.15%,铜钴回收率分别为76.11%、87.16%的铜钴混合精矿;在硫酸与铜钴混合精矿质量比为15%,液固比为4∶1,浸出温度为75 ℃,浸出时间为100 min的情况下用硫酸酸浸铜钴混合精矿,铜、钴的浸出率分别为86.74%、81.36%。对应试样的铜、钴回收率分别为66.01%、70.91%,较好地实现了该尾矿中有用成分的回收。 相似文献
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刚果(金)某难选铜钴矿浮选试验研究 总被引:3,自引:0,他引:3
对刚果(金)某铜钴矿进行了浮选试验研究。采用先浮选硫化铜钴矿后硫化浮选氧化铜钴矿的工艺流程,当磨矿粒度为-0.075 mm粒级占80%,硫化矿浮选采用CMC作抑制剂,MB和Mac-12作捕收剂,氧化矿浮选采用硫氢化钠作硫化剂,MB和Mac-12作捕收剂时,可以有效回收矿石中的铜钴金属。全流程闭路试验可以得到含铜19.51%、含钴0.28%的硫化铜钴精矿以及含铜5.07%、含钴0.31%的氧化铜钴精矿,铜、钴总回收率分别达到89.63%和73.47%。 相似文献
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陈经华 《有色金属(选矿部分)》2017,(1):26-29
在系统分析含碳铜钴矿石选矿工艺和技术难点的基础上,采用矿浆调整剂BK-530作碳质物的抑制剂、丁基黄药作捕收剂,对刚果(金)的KM铜钴矿石和LS铜钴矿石进行选矿试验研究,确定了抑碳铜钴浮选工艺流程,获得较好的选矿试验结果。KM铜钴矿石的闭路试验结果为铜钴混合精矿含铜22.47%、含钴2.08%,铜、钴的回收率分别为94.21%和90.52%。LS铜钴矿石的闭路试验结果为铜钴混合精矿含铜27.41%、含钴7.69%,铜、钴的回收率分别为86.33%和91.67%。 相似文献
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分步浮选提高甘肃某铜矿石选矿指标 总被引:1,自引:0,他引:1
甘肃某铜矿石含铜1.6%左右,铜主要以黄铜矿的形式存在,但黄铜矿单体解离性能欠佳且可浮性不一致,对分选不利。现场采用常规浮选工艺处理该矿石,虽能获得合格的铜精矿,但选矿指标不是十分理想。为此,针对矿石性质,以具有较好选择性的LP-01为快速浮选捕收剂、以具有较强捕收能力的Y-89为强化浮选捕收剂进行了分步浮选试验,同时模拟现场工艺进行了对比试验。结果表明:采用分步浮选工艺可获得铜品位为25.61%、铜回收率为83.58%的铜精矿1和铜品位为13.89%、铜回收率为12.36%的铜精矿2,两者合计,综合铜精矿铜品位为23.10%、铜回收率达95.94%;而采用现场工艺获得的铜精矿铜品位为21.86%%、铜回收率为93.88%。相比之下,分步浮选工艺使铜精矿铜品位提高了1.24个百分点、铜回收率提高了2.06个百分点,优越性明显。 相似文献
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王金庆 《有色金属(选矿部分)》2019,(2):5-10
基于铜硫矿物分选过程的可浮性差异、浮选速度规律及铜硫矿物嵌布粒度特性,提出了异步-快速-强化浮选分选铜硫的新方法。根据硫化铜矿石的工艺矿物学性质,采用异步粗选、易浮矿物快速浮选—难浮(连生体)矿物选择性再磨后强化精选"的选别流程,以石灰调控矿浆pH值至低碱介质,Z-200为快速浮选铜捕收剂获得含铜20.85%、含银94.56g/t、铜回收率61.69%、银回收率45.93%的铜精矿1,戊基黄药+酯-105为组合捕收剂浮出难浮铜及铜硫连生体矿物并选择性再磨后强化精选获得含铜20.37%、含银130.25g/t、、铜回收率32.88%、银回收率34.51%的铜精矿2。累计铜精矿铜品位20.68%、银品位107.16g/t、铜回收率94.57%、银回收率80.44%。相比原工艺条件下的选别指标,铜、银回收率分别提高3.56和8.74个百分点,新工艺显著改善了浮选过程的稳定性,提高了铜硫分选效率,降低了选矿能耗及成本,属于高效节能的硫化铜矿选矿技术。 相似文献
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为综合回收某金钨矿中的金与钨,开展了系统的选矿试验研究。采用硫酸铜、异戊基黄药与松醇油浮选回收金,采用调整剂碳酸钠、水玻璃与捕收剂皂化油酸浮选回收钨,钨粗精矿采用彼得罗夫法处理,闭路试验可以获得含金148.05 g/t、金回收率为94.87%的金精矿以及含WO357.46%、含磷0.25%,WO3回收率为80.52%的钨精矿。钨精矿经盐酸浸出,可将WO3含量提高至74.10%,含磷量降低至0.070%,酸浸作业WO3回收率达到98.87%。 相似文献