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某低品位钼铜矿石选矿试验研究 总被引:1,自引:0,他引:1
某钼铜矿石是一种以钼为主、并伴生铜矿物的低品位钼铜矿石,原矿含钼仅0.045%、含铜0.025%,无其它有价值的金属元素,试验采用先优先混合浮选将钼铜金属矿物同时富集后,再进行钼铜分离的选矿工艺,取得了钼精矿钼品位53.25%~50.4%(含铜0.30%~1.514%,取决于精选作业次数)、混合浮选开路作业回收率70.09%、分离浮选开路作业回收率55.89%~82.42%、开路作业总回收率为39.17%~57.77%;铜精矿含铜品位22.23%(含钼2.36%)、混合浮选作业回收率46.82%、分离浮选回收率90.45%、开路总回收率为42.35%的较好指标。如果条件允许能够进行闭路浮选试验,可能会取得更好的技术经济指标。 相似文献
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针对某斑岩型钼矿石浮选钼精矿含杂不理想问题,进行了浮选试验研究,考察了药剂制度、磨矿细度等影响因素。结果表明:采用铜钼混合浮选—铜钼分离浮选工艺流程,在最佳药剂制度、再磨细度条件下,获得的钼精矿品位57.13%,含铜、铅指标大幅度降低,含铜从0.2%~0.5%降至0.037%,含铅从0.2%~0.83%降至0.014%,钼回收率从87%左右提高至91.02%,为选矿工艺优化提供技术依据。 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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某含高砷、银铜矿石采用混合浮选工艺处理,所得银铜精矿由于含砷较高,银精矿出售时其中的铜不计价,矿石中伴生的铜矿物资源被浪费.通过对该矿石进行降砷试验研究,采用复合抑制剂HD-01,对砷矿物进行选择性抑制,利用矿石中铜、银矿物自然可浮性较好的特点,进行微捕收浮选新工艺试验研究,在不影响银回收率的情况下,使银铜精矿中含砷降到2.32%,达到银精矿出售含砷质量要求标准,使53%的铜矿物得到综合回收,大大地提高了企业的经济效益,同时为铜、砷分离浮选提供了可借鉴的经验. 相似文献
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为了充分回收利用钼资源,对某选矿厂产出的含钼铜精矿进行了铜、钼分离浮选试验研究。通过对含钼铜精矿进行阶段磨矿、抑制铜等金属硫化矿、有效抑制脉石矿物,获得了钼精矿品位47.35%、含铜0.62%、钼回收率86.45%的较好闭路试验指标。 相似文献
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新疆某铜钼矿是矽卡岩型铜钼矿床,含矿岩石主要是黑云母化矽卡岩,矿石矿物则为黄铜矿、辉钼矿、黄铁矿和少量的金银,通过实验,最终确定铜钼混合浮选—强化回收铜钼金银选别流程,其小型闭路试验指标为:铜钼混合精矿含铜19.47%,含钼1.33%,含金43.25 g/t,含银484.30g/t。混合精矿中铜回收率94.18%,钼回收率92.20%,金回收率88.36%,银回收率86.45%。 相似文献
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某铜矿含铜0.58%,并含有0.0085%的钴,钴主要赋存于毒砂中,属含砷难处理矿石。针对该铜矿的矿石性质特点,试验采用铜钴依次优先浮选工艺回收铜和钴,解决了铜精矿含砷高的问题,获得了合格铜精矿。小型闭路试验可获得铜品位26.03%、含砷0.30%、铜回收率96.19%的铜精矿以及钴品位0.26%、含砷7.45%、钴回收率40.38%的钴精矿。 相似文献
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难选铜钼矿铜钼分离新工艺研究 总被引:1,自引:0,他引:1
以某地斑岩型铜钼矿浮选产出的铜钼混合精矿为原料,经650℃焙烧后先用水浸出部分铜,浸铜渣用纯碱浸出钼,钼浸出率达96 05%,浸出液中的钼可用沉淀法回收。铜在浸钼渣中的品位达27 93%,并含有13 8g/t金和144g/t银。 相似文献
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江西某钨多金属矿中钨矿主要为黑钨矿,矿石中具有回收价值的元素为WO3、Sn、Mo、Cu.该钨多金属矿经常规重选回收钨锡矿物后,尾矿中含有大量黄铜矿、辉钼矿.试验针对此重选尾矿的性质特点,采用铜钼混浮再分离的浮选工艺回收硫化矿,取得较好指标,获得铜精矿中C u品位23.13%,回收率95.21%;钼精矿中Mo品位43.49%,回收率81.93%. 相似文献
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Flotation properties of dialkyl dithiophosphates of alkali metals BTF-1552, IMA-206, and IMA-I413 are investigated. Concentration characteristics using the M-TF reactant and its mixture with IMA-I413 and xanthate are evaluated. Based on these investigations, it is established that the application of the mixture of collectors IMA-I413 and butyl xanthate in the ratio 5: 1 with the consumption of 20 + 5 g/t makes it possible to increase the recovery into the copper concentrate by 0.79% for Cu, by 4.1% for Au, and by 2.4% for Ag with a twofold decrease in the yield of the sulfide concentrate. The disadvantage of this composition of reactants is an increase in the As content in the copper concentrate by 0.67%. The better characteristics by an increment of recovery of copper and precious metals among the tested samples are observed for the BTF-1552 collector. The recovery into the copper concentrate increased by 1.9% for Cu, by 3.2% for Au, and by 1.8% for Ag with a decrease in the yield of the sulfide concentrate by a factor of 1.4. An increase in the As content in the copper concentrate is 0.34%. 相似文献
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新疆某铜矿石中铜的含量为2.11%,其中硫化铜占36.49%,氧化铜占63.51%,属于氧化铜矿石。矿石中可供综合回收的是Ag,Ag可随铜精矿产品一起回收。在氧化铜浮选试验部分,采用活化剂HN-7,有效地增加了氧化铜矿石的可浮性,提高了氧化铜的回收率。氧化铜浮选闭路试验指标为:氧化铜精矿中铜品位为26.87%,铜作业回收率为77.34%,含Ag 334.06 g/t,Ag作业回收率为64.57%。 相似文献