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张帆 《有色冶金设计与研究》2017,(5):8-12
针对刚果(金)某含铜钴矿的矿石性质及选矿试验研究结果 ,参照类似矿山实际生产的成功经验,设计出了适合该矿的选矿工艺流程,并针对该所实际情况对粗碎磨矿和浮选设备进行了选型研究。选矿厂的生产结果表明,选矿指标已基本达到设计指标。 相似文献
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以某地低品位铜钼硫化矿为研究对象,在矿石工艺矿物学研究的基础上,通过系统的浮选试验,对含铜0.31%,含钼0.029%的原矿,确定在磨矿细度为-0.074 mm占70%时,采用单一的水玻璃作为脉石矿物抑制剂,丁基黄药和丁胺黑药为铜钼硫化矿物混合捕收剂,2#油为起泡剂的药剂制度,可获得铜钼品位分别为8.26%和0.80%的铜钼硫混合粗精矿.混合粗精矿再磨后,在粒度为0.045mm%占92%的条件下,分别采用石灰和硫化钠作黄铁矿和黄铜矿的抑制剂进行分离浮选.实验室小型闭路试验获得钼精矿含钼51.19%,含铜0.30%,钼回收率达87.0%;铜精矿含铜19.19%,含钼0.12%,铜同收率为88.98%;硫精矿含硫39.30%,分选指标较为理想. 相似文献
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研究了采用直接酸浸法处理刚果(金)某低品位氧化铜钴矿石,考察了磨矿细度、液固体积质量比、硫酸用量、浸出温度和时间对铜、钴浸出的影响。在磨矿细度-74μm占85%、液固体积质量比4∶1、硫酸用量150 kg/t、浸出温度60℃、浸出时间90 min条件下,铜、钴浸出率分别为87.32%、85.52%,渣率为90.4%,实际酸耗量为129.66 kg/t,铜钴回收效果较好。 相似文献
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研究了刚果(金)地区某铜钴氧化矿的还原浸出过程.从矿石细度、硫酸浓度、浸出时间、浸出温度、还原剂加入量等对铜钴浸出率有影响的因素进行了详细研究.结果表明:在矿石-200目质量分数占比63.68%,浸出温度40℃,浸出时间2 h,液固体积质量比3:1,硫酸浓度60 g/L,还原剂加入量为理论量1.5倍的条件下,铜钴矿中全... 相似文献
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本文对某铜铅锌硫化矿的矿石性质进行了研究,针对矿石性质的特点及选矿厂存在的问题,提出了铜-铅-锌优先浮选铅粗精矿再磨工艺,通过矿浆pH的调节,高效捕收剂及组合抑制剂的使用、粗精矿的再磨等措施,在原矿Cu、Pb、Zn品位分别为0.27%、2.07%、3.82%的基础上得到了Cu品位22.34%、回收率67.85%的铜精矿,Pb品位72.34%、回收率73.04%的铅精矿和Zn品位50.55%、回收率88.46%的锌精矿,铜铅锌矿物得到较好分离。 相似文献
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低品位多金属铜钴镍矿的开发与研究 总被引:1,自引:0,他引:1
为了给某低品位铜钴镍矿石的合理开发利用提供依据,针对该矿石性质,采用全优先浮选工艺流程。浮铜采用CMC纤维素分散并抑制矿泥、漂白粉抑制钴镍矿物及磁黄铁矿、选择性较好的甲基硫氨酯为铜捕收剂、铜粗精矿再磨等工艺;浮钴镍采用碳酸钠调整矿浆p H值、氟硅酸钠活化钴镍矿物、丁基黄药+C-125为钴镍矿物捕收剂等工艺实验;实验获得含铜18.32%,铜回收率64.27%的铜精矿;含钴0.577%,含镍1.68%,钴回收率54.35%,镍回收率55.28%的钴精矿。此外,还得到含硫38.68%,硫回收率69.90%的硫精矿。 相似文献
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随着资源的日益匮乏、严峻的经济形势,将新工艺新技术有效的应用到生产中,充分回收有用矿物,有效的提高选矿经济技术指标。玉溪矿业公司选厂Ⅲ系列铜回收率与Ⅰ、Ⅱ系列存在着不小的差距,说明Ⅲ系列铜回收率还有一定的提升空间,一选厂Ⅲ系列通过流程改造,多个灵活流程灵活切换,提高铜回收率0.85个百分点。 相似文献
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复杂铜铅锌硫化矿浮选试验研究 总被引:3,自引:0,他引:3
某铜铅锌硫化矿,铜铅锌共生关系密切,且铅锌矿物嵌布粒度细小,铅锌矿物分离难度大。试验研究依据矿物特性,采用铅锌等可浮,粗精矿再磨措施,有效地解决了铜铅锌矿物分离问题。 相似文献
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The copper grade the low-grade copper-molybdenum ore in Shaanxi is 0.32% and the molybdenum grade is 0.048%.The copper and molybdenum minerals mainly exist in the form of sulfide ore. The properties are complex that there are many kinds of minerals in the ore, which are closely distributed and fine dissemination size. According to the properties of the ore, the technological process of bulk flotation and separation of copper and molybdenum was adopted in the experiment. With lime as regulator and reagent L03 as collector, the mixed concentrate of copper and molybdenum was obtained by the bulk flotation which flow-sheet is one roughing, three refining and two scavenging process. Then regrinding the mixed concentrate, use sodium sulfide as inhibitor of copper minerals, sodium silicate as slurry dispersant and inhibitor of silicate gangue minerals , kerosene as collector, can separate copper and molybdenum with the flow-sheet which one roughing, five refining and three scavenging. The copper concentrate with copper grade of 18.82% and copper recovery rate of 85.35% and molybdenum concentrate with molybdenum grade of 47.14% and molybdenum recovery rate of 79.24% were obtained by the final closed-circuit flotation test process, the indicator is nearly ideal. 相似文献
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对刚果民主共和国某铜钴矿山废石样品的选矿试验研究表明,在样品含铜1.2%、含钴0.022%,铜氧化率为89.58%、钴氧化率为81.90%的情况下,原矿磨矿至-0.074 mm占75%,采用先硫后氧的异步浮选工艺,且粗精矿经过三次精选后,能得到硫化铜精矿、氧化铜精矿两个精矿产品,总铜回收率达78%,因此该工艺流程具有较高的实际应用价值. 相似文献
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新疆某钴矿选矿试验研究 总被引:1,自引:0,他引:1
通过试验研究 ,确定采用浮选 -磁选联合选矿工艺流程 ,浮选工艺产出钴精矿 ,浮选尾矿经磁选产出铁精矿 ,钴精矿品位 0 .6 4 5 % ,回收率 77.15 % ,铁精矿品位 6 2 .76 % ,磁铁矿回收率86 .89% ,为开发该矿山及选厂工艺流程设计提供切实可行的技术依据 相似文献