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相似文献
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1.
某铜钼矿石的选矿试验研究   总被引:2,自引:0,他引:2  
于雪 《矿冶工程》2012,32(1):32-35
对某铜钼矿石进行了选矿试验研究。采用铜钼混选, 铜钼混合粗精矿经一段再磨、铜钼一粗三精分离的浮选工艺流程, 以石灰为调整剂, 煤油为捕收剂混合浮选铜钼, QN为铜矿物抑制剂, 进行铜钼分离, 获得了钼精矿钼品位为48.12%、钼回收率为87.93%, 铜精矿铜品位为13.19%、铜回收率为87.16%。  相似文献   

2.
在对某高硫铜矿石进行工艺矿物学研究的基础上,采用铜硫混合浮选—混合粗精矿再磨—铜硫分离的流程,以DT-4号代替部分石灰为抑制剂进行铜硫分离。结果表明,在原矿含铜0.18%,硫7.43%的条件下,最终可获得含铜为23.48%、含硫为28.71%、铜回收率为86.09%的铜精矿和含硫为47.69%、含铜为0.072%、硫回收率为74.58%的硫精矿,实现了铜硫在较低碱度下的有效分离。  相似文献   

3.
云南某低品位铜铅硫化矿石铜、铅品位分别为0.54%和2.12%。为确定铜、铅选矿工艺,采用铜铅混浮再分离的原则流程进行了选矿试验。结果表明:在磨矿细度为-0.074 mm占75.40%的情况下,采用1粗1扫2精铜铅混合浮选、1粗2扫3精铜铅分离流程处理矿石,可获得铜品位为25.32%、含铅7.96%、铜回收率为82.06%的铜精矿,铅品位为58.36%、含铜0.73%、铅回收率为85.61%的铅精矿。  相似文献   

4.
安徽某铜硫矿石原矿Cu含量为0.85%、S含量为15.23%,目前生产上采用的铜硫等可浮出快铜—中矿再磨—铜硫分离流程指标不理想。为了改善分选指标,开展了铜硫混浮粗精矿再磨脱脉石—铜硫分离闭路流程、铜硫混浮出快铜—中矿再磨脱脉石—铜硫分离闭路流程以及铜硫混浮出快铜—中矿再磨—优先浮铜—铜尾浮硫闭路流程浮选效果对比试验,并从浮选指标、浮选药剂成本、现场浮选过程稳定性、选厂改造程度等多方面进行了比较分析,认为铜硫混浮出快铜—中矿再磨—优先浮铜—铜尾浮硫工艺为最佳工艺。  相似文献   

5.
云南某低铜贫铁矿石铜含量为0.35%、铁含量为19.22%,91.43%的铜为硫化铜。对该矿石中铜的选矿工艺进行了研究。结果表明,矿石在磨矿细度为-200目占80%的情况下,以TX-31为浮铜捕收剂,经1粗2扫3精、中矿顺序返回流程处理,获得了铜品位和铜回收率分别为22.48%和91.20%的铜精矿,较好地实现了铜的回收,选铜铁损失率仅为2.18%,为后续选铁创造了条件。  相似文献   

6.
针对传统湿法炼锌过程铜回收工艺长、铜回收率低的难题,采用M5640直接从湿法炼锌还原浸出液中萃取分离回收铜,缩短铜回收流程,提高铜回收率。研究了混合时间、溶液pH值、萃取剂浓度、萃取级数等因素对铜萃取率的影响,以及反萃时间、相比等因素对载铜有机相中铜反萃率的影响。结果表明M5640对硫酸锌溶液中的铜离子具有很好的选择性萃取性能,在M5640浓度为15%、溶液pH值为2.0、相比(O/A)为1∶2、萃取时间为5 min的条件下,经过4级逆流萃取,铜萃取率为95.2%,锌萃取率仅为0.5%,铜锌分离系数为4 080。有机相经洗涤后,锌、铁等杂质离子被脱除,载铜有机相采用模拟铜电积废液反萃,经过2级逆流反萃,铜反萃率为97.1%。采用萃取-洗涤-反萃技术从湿法炼锌浸出液中回收铜,铜的总回收率为92.4%。  相似文献   

7.
内蒙古某多金属矿含有铜、锌资源,由于铜、锌矿物嵌布关系复杂、原矿品位铜低锌高、闪锌矿浮选活性好等特点,工业上一直未能实现铜、锌的综合回收。本研究通过优先选铜,抑制闪锌矿上浮,对铜粗精矿再磨增强铜、锌矿物的单体解离度,采用有机抑制剂HG-2强化硫酸锌和亚硫酸钠对闪锌矿的抑制,在原矿铜品位0.085%、锌品位1.046%的条件下,获得铜品位为23.68%,铜回收率为61.29%,锌含量4.31%的铜精矿和锌品位为52.53%,锌回收率为68.80%,铜含量为0.503%的锌精矿,实现了铜、锌资源的综合回收。  相似文献   

8.
漆包线铜米漆膜的脱除是困扰再生铜行业的一个难以解决的问题。利用离心式摩擦装置,以铬铁矿砂作为摩擦介质,使铬铁矿砂与漆包线铜米进行充分摩擦,从而达到铜米脱膜精制的目的。根据铜米脱膜工艺,考察了铬铁矿砂粒径、离心式摩擦装置转子转速、铬铁矿砂与铜米混合比、摩擦循环次数等因素对铜米脱膜率的影响。由于漆包线铜米的基体材料是优质的无氧铜,脱除漆膜后可直接再利用。试验结果表明,漆包线铜米脱膜最佳方案为:铬铁矿砂粒径为45目、离心式摩擦装置转子的转速为2700 r/min、铬铁矿砂与漆包线铜米混合比为1.5:1、摩擦循环次数为15次。在此条件下漆包线铜米脱膜率为96.65%,达到直接回收利用的条件。  相似文献   

9.
河北省某铜锌多金属硫化矿石黄铁矿含量高,铜锌矿物嵌布关系密切复杂。矿石含铜1.14%、含锌6.67%、含硫29.12%,属于高硫铜锌矿石。为给该矿石合理开发利用工艺提供依据,进行了选矿试验。结果表明:采用1粗1精1扫选铜,选铜尾矿经1粗1精1扫选锌,选锌尾矿经1粗1扫选硫流程,可获得铜品位为24.13%、含锌9.33%、铜回收率为73.86%的铜精矿,锌品位为50.63%、含铜1.95%、锌回收率为91.01%的锌精矿,硫品位为53.34%、硫回收率为74.46%的硫精矿产品。试验结果可以作为该高硫铜锌矿石综合开发利用的依据。  相似文献   

10.
某海底铜硫矿石含铜9.80%、含硫44.24%,为确定该类型矿石铜硫回收的适宜工艺条件及药剂制度开展了选矿试验研究。最终闭路试验获得的铜精矿含铜21.42%、铜回收率为8842%,硫精矿含硫51.41%、含铜0.718%、硫回收率为56.67%。该工艺流程及药剂制度合理,选矿指标稳定,为该矿石资源的铜硫综合回收提供了依据。  相似文献   

11.
江西某铜多金属硫化矿石含铜0.91%。为了更好地利用该铜矿资源,进行了详细的选矿试验研究。针对原矿中矿物种类复杂、嵌布粒度细小的特性,在条件试验的基础上进行了铜中矿再磨闭路试验和铜粗精矿再磨精选闭路试验,分别获得铜品位为20.53%、铜回收率为85.40%的铜精矿,和铜品位为23.41%、铜回收率为84.54%的铜精矿,为该矿的开发利用提供了技术依据。  相似文献   

12.
内蒙古某铅锌矿石除含铅、锌外,还含有银、少量的铜等伴生有价金属,其中原矿中含铜量为0.13%。为降低铅精矿的含铜量,产出合格铜精矿,综合提高铜铅利用价值,对铜铅混合浮选和铜铅分离工艺进行小型试验研究。研究结果表明,采用铜铅混合浮选—抑铅浮铜—混合浮选尾矿选锌流程可以较好的实现铜铅分离,铜铅混合浮选闭路试验获得铜铅混合精矿含铅品位42.65%、铅回收率72.45%,含铜品位3.64%,铜回收率75.23%。铜铅分离闭路试验获得铅精矿品位46.37%、铅回收率98.80%,铜精矿品位24.59%、铜回收率90.71%,为综合回收某铅锌矿中伴生低品位铜提供了技术依据。  相似文献   

13.
山东某低品位铜钼矿石选矿试验   总被引:3,自引:0,他引:3  
山东某斑岩型铜钼矿石铜钼品位较低,硫化铜、硫化钼占总铜、总钼量的90%以上。对该矿石进行了铜钼回收工艺技术条件研究。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占65%的条件下进行铜钼混合浮选预抛尾,铜钼混合精矿再磨至-0.043 mm占80%的情况下进行铜钼分离浮选,最终获得了铜品位为20.34%、回收率为90.23%的铜精矿,钼品位为50.33%、回收率为87.53%的钼精矿。  相似文献   

14.
某铜冶炼渣中铜品位为 2.07%,根据其矿石性质特点,应用快速浮选—快浮尾矿、再二次浮铜的原则工艺流程,确定各试验条件。铜冶炼渣在磨矿细度为-0.045 mm 占 80% 的情况下,采用快速浮选—快浮尾矿再经过一次粗选、两次精选和一次扫选的工艺流程,进行闭路试验,可获得铜品位为 28.30%、铜回收率为 43.14% 的快浮精矿,以及铜品位为 22.56%、铜回收率为 42.47% 的铜精矿。  相似文献   

15.
为从铜山深部矿石含铜硫化矿中分选铜,在系统的工艺矿物学研究和选矿工艺研究的基础上,确定采用铜硫混浮—铜硫分离—中矿再磨再选—尾矿磁选选铁工艺流程,最终获得了铜品位为15.50%、含硫34.17%、含铁33.16%、铜回收率为86.90%的铜精矿,硫品位为41.27%、含铜0.236%、含铁39.63%、硫回收率为74.68%的硫精矿;铁品位为63.22%、含铜0.042%、含硫0.60%、铁回收率为38.48%的铁精矿。  相似文献   

16.
李国旺 《现代矿业》2014,30(9):80-82
针对某铜冶炼炉渣采用浮选方法进行了选铜工艺试验,通过一系列选别条件试验,确定了最佳工艺条件,最终在含铜品位为4.16%的情况下,得到了铜品位为31.62%、铜回收率为90.25%的铜渣精矿,为类似铜冶炼炉渣选铜提供了参考借鉴。  相似文献   

17.
针对某铜冶炼炉渣采用浮选方法进行了选铜工艺试验,通过一系列选别条件试验,确定了最佳工艺条件,最终在含铜品位为4.16%的情况下,得到了铜品位为31.62%、铜回收率为90.25%的铜渣精矿,为类似铜冶炼炉渣选铜提供了参考借鉴。  相似文献   

18.
福建某铜银多金属矿为铜、银、铅、锌复杂共生的难选多金属矿。利用高压辊磨终粉磨系统制备高压辊终粉磨矿样,采用一次粗选、一次精选、一次扫选进行铜银混合浮选,混合粗精矿再磨后采用一次粗选、五次精选、一次扫选,进行铜银分离。通过对工艺流程及药剂制度的优化,最终获得的铜精矿中含铜19.42%、含银4456.00 g/t、铜回收率为53.91%、银回收率为32.99%,银精矿中含铜1.76%、含银992.85 g/t、铜回收率为40.74%、银回收率为61.30%,实现了铜银的有效分离。  相似文献   

19.
铜陵地区某铅锌矿原矿含铜较低、铜矿物嵌布粒度不均匀且与方铅矿结合紧密,造成铅精矿含铜较高,影响铅精矿品位。为降低铅精矿含铜品位,在矿石性质研究的基础上,试验采用铜铅混浮—重铬酸钾抑铅浮铜的工艺流程,最终闭路试验获得了铜精矿含铜15.34%、含铅5.94%、铜回收率为44.49%,铅精矿含铅64.17%、含铜0.42%、铅回收率为90.99%的满意指标;既解决了铅精矿含铜较高的难题,又实现了铜资源的综合回收利用。  相似文献   

20.
张汉彪  薛伟 《矿产综合利用》2020,41(3):117-120,130
刚果(金)某复杂难选氧化铜矿铜品位2.47%,钴品位0.12%,铜氧化率为98.96%,结合率为15.82%,铜的赋存状态非常复杂,主要为孔雀石、硅孔雀石、假孔雀石、铜蓝、铜钴锰氧结合物、含铜褐铁矿等,孔雀石、假孔雀石等因吸附作用或机械钙、铁、锰等杂质,导致其可浮性发生变化。通过试验,开发出氧化铜钴矿高效捕收剂,有效提高了铜的浮选回收率,采用浮选-磁选联合的工艺流程,回收了可浮性较差但具有磁性的铜钴锰氧结合物、含铜褐铁矿含铁孔雀石、含铁假孔雀石。最终获得铜品位24.17%、回收率73.08%的浮选铜精矿和铜品位8.14%、铜回收率10.30%的含铜磁选精矿,钴的总回收率达到了66.93%。  相似文献   

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