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针对广东某铜冶炼转炉渣进行了工艺矿物学及选矿试验研究,工艺矿物学显示该矿物中铜品位1.13%,脉石矿物主要为铁橄榄石等。该炉渣采用阶磨阶选工艺流程,在一段磨矿细度-74μm67.5%,快速浮选得到部分精矿,尾矿再磨细度-43μm94.9%条件下,可获得铜精矿品位20.05%(金3.85g/t、银202.5g/t),铜回收率76.85%(金58.71%、银78.45%)的浮选技术指标,同时,尾矿铜品位降到了0.27%,炉渣样中的铜资源得到了有效的综合利用。 相似文献
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《中国金属通报》2021,(5)
研究探索了某氧化铜的选别工艺,主要研究了选-冶联合工艺和冶-选联合工艺。采用选-冶工艺,先浮选再湿法冶金,获得铜精矿产率10.2%,铜精矿品位23.72%,铜精矿含金10.1g/t,含银118.6g/t,铜回收率60.76%,金回收率66.4%,银回收率61.2%;另浮选中矿单独酸浸处理,获海绵铜产品产率0.268%,含铜80%,对原矿回收率5.26%。采用冶-选工艺,先湿法冶金后浮选工艺,获得海绵铜产品产率3.87%,含铜80%,对原矿回收率76%。浸出渣浮选获得铜精矿产率2.68%,铜精矿品位14.32%,铜精矿含金37.35g/t,含银438.8g/t,对原矿铜回收率10.98%;金回收率65%,银回收率60%。两种工艺皆可行。 相似文献
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《有色矿冶》2020,(3)
刚果(金)矿产资源丰富,老尾矿储量巨大,(金)某老尾矿含有硫化铜矿物主+要有蓝辉铜矿、斑铜矿、铜蓝和黄铜矿,铜的氧化矿物有孔雀石、硅孔雀石;钴矿物主要为硫钴矿和钴华。浮选试验采用石灰作为矿浆pH值调整剂、水玻璃和MA作为分散和抑制剂,NS4作为活化剂,丁基黄药作为捕收剂,综合回收硫化铜矿物、钴矿物及金银矿物。浮选尾矿采用湿法冶金浸出铜钴矿物。试验获得铜精矿铜品位32.13%,钴品位4.55g/t,金品位5.93g/t,银品位66.78g/t,全铜回收率为38.82%,非酸溶铜回收率为81.88%,钴回收率为45.55%,金回收率为48.48%,银回收率为38.97%。浮选尾矿铜浸出率为76.17%,酸溶铜浸出率为96.04%,钴浸出率为71.10%。选冶联合工艺铜总回收率为85.42%,钴总回收率为84.26%。采用浮选-浮选尾矿湿法浸出的选冶联合工艺,实现老尾矿中有价元素综合回收。 相似文献
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云南某矿氰化尾矿中含有金铜铅铁等有价元素。为了充分利用矿产资源,对该氰化尾矿进行了选矿综合回收试验研究。试验结果表明:通过提高磨矿细度和延长浸出时间,氰化尾矿金品位由0.83 g/t可以降至0.35 g/t;采用异戊基黄药和环烷酸皂混合捕收剂选铅,可得到品位和回收率分别为46.83%和35.15%的铅精矿;采用CL-5消除矿浆中游离氰以及铅浮选残留药剂对铜浮选的影响,活化剂AS-2和Na2S活化铜,混合黄药T820、F-1黑药和C5-9羟肟酸作混合捕收剂选铜,可得到品位和回收率分别为17.72%和53.33%的铜精矿;磁选回收铁矿物,先弱磁后强磁,可以得到品位64%和51%两种铁精矿。 相似文献
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河南某钼矿伴生极低品位铜,钼原矿中铜品位持续下降,目前保持在0.006%~0.01%。从钼精扫尾矿中回收铜,存在铜精矿品位和回收率均偏低等问题。研究探索了选铜浓密机溢流浓度、铜浮选浓度、pH值、调整剂种类和用量、捕收剂种类和用量、活化剂硫酸铜用量、清水和生产回水等对铜浮选过程的影响,并对现场设备进行优化改造。工业生产实践表明,当设备优化后,使用清水,絮凝剂石灰用量为1.6 kg/t,硫酸铜用量为100~200 g/t,丁基黄药用量为40~50 g/t时,可以提高铜精矿品位和回收率。 相似文献
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云南锡业股份公司铜业分公司选矿车间主要处理沉降电炉渣,每年可处理电炉渣400000吨,入选品位0.6-0.9%,产出铜精矿品位20.5%、尾矿品位0.23%,铜回收率可达71.6%。通过生产实践,找到铜精矿品位与铜回收率两者之间的较优平衡点,提高铜回收率至76.5%、尾矿品位降低至0.19%,为生产优化提供参考。 相似文献
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对某冶炼厂连续吹炼炉炼铜炉渣进行了浮选回收铜试验研究。试验采用一次粗选、二次精选、二次扫选工艺流程,获得含金品位5.07 g/t、银品位293 g/t、铜品位29.31%的铜精矿,铜回收率为90.17%,金回收率为98.43%,银回收率为95.24%。 相似文献
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因氧化严重,印尼进口某多金属矿铜硫分离困难,铁精矿含硫严重超标.针对该矿矿石性质,开发了浮选-磁选联合工艺,浮选中以HT药剂消除溶液中Cu2+,实现了铜硫矿的分离和回收,浮选尾矿再用磁选回收铁,获得铜精矿产率9.75%,品位22.05%,回收率75.17%,含金0.97 g/t,含银14 g/t.硫精矿产率30.76%,品位49.94%,回收率64.23%.铁精矿产率26.84%,品位60.24%,回收率76.26%. 相似文献
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辽宁某氰化尾渣金品位2.01 g/t,银品位36.23 g/t,铜、铅、锌品位分别为0.33%、1.91%、3.01%。针对该氰化尾渣进行铜铅锌混合浮选试验及优先选铅—尾矿选锌浮选试验。铜铅锌混合浮选试验可获得金品位13.72 g/t、银品位281.70 g/t、铜品位3.63%、铅品位16.01%、锌品位36.92%,金、银、铜、铅、锌回收率分别为50.09%、57.22%、80.69%、61.33%、90.88%的混合精矿;优先选铅—尾矿选锌浮选试验可获得铅品位48.95%、铅回收率52.29%的铅精矿,锌品位43.21%、锌回收率89.45%的锌精矿,铅精矿中金、银、铜品位分别为54.02 g/t、891.42 g/t、5.92%,锌精矿中金、银、铜品位分别为2.43 g/t、134.79 g/t、2.19%,总金、总银、总铜回收率分别为62.39%、73.43%、77.76%。选别指标良好,为该类氰化尾渣资源的综合回收利用提供了参考依据。 相似文献
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某铜金矿石原矿铜品位0.72%,铜氧化率31.94%,含金3.45 g/t,矿石中含泥量较大,属于难选矿石。针对矿石性质特点,研究了各种氧化铜矿捕收剂以及金银增效剂对浮选的影响,取得了铜品位23.21%,回收率89.91%,铜精矿含金108.04 g/t、含银750.68 g/t,金银回收率分别为87.37%,92.99%的好指标。 相似文献
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《有色矿冶》2020,(4)
研究了采用选-冶联合工艺湿法浸出-浸出渣浮选处理刚果(金)某复杂低品位难处理铜尾矿,考察了常规湿法浸出和硫酸熟化浸出效果。结果表明:在硫酸用量80kg/t矿,熟化时间15~24h,液固体积质量比3/1,常温下浸出90min,机械搅拌速度260r/min条件下,尾矿中铜浸出率为68.10%,氧化铜浸出率为98.11%,钴浸出率53.32%;浸出渣经浮选,精矿铜品位26.35%,钴品位3.74%,金品位5.87g/t;铜回收率74.64%,钴回收率59.88%,金回收率45.05%。采用选-冶联合流程,铜总回收率为92.11%,钴总回收率为81.28%,指标较好。 相似文献
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西藏某铜铅锌银多金属矿含铜1.77%、铅0.97%、锌1.8%、银118.26g/t。为综合回收各种有用矿物,对不同选矿工艺流程进行对比研究,确定采用"铜铅混浮—铜铅分离—锌浮选"工艺流程,CMC+水玻璃+重铬酸钾作为铅矿物的组合抑制剂,有效实现了铜铅分离。闭路试验获得铜品位29.35%,铜回收率93.55%的铜精矿;铅品位45.78%,铅回收率76.14%的铅精矿,含银4 692.00 g/t,锌品位45.5%,锌回收率72.75%的锌精矿,银在铅精矿和铜精矿中的总回收率达88.81%,有效实现了资源的高效综合利用。 相似文献
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对河南某含金银硫化铜矿开展了工艺矿物学和选矿试验研究。结果表明:矿石中主要有用元素铜含量为0.82%,伴生的有益组分为硫、金和银,主要有用金属矿物为黄铜矿、辉铜矿和黄铁矿,脉石矿物主要为石英。试验以新型药剂TB1021为铜硫分离捕收剂,采用混合浮选—铜硫分离工艺获得铜精矿和硫精矿,硫精矿再经摇床重选回收部分微细粒铜精矿。混合浮选采用丁基黄药和丁铵黑药组合捕收剂,总药剂用量为120 g/t,采用一粗两精三扫工艺流程;铜硫分离浮选采用新型捕收剂TB1021,采用一粗三精三扫工艺流程。最终获得铜品位为15.21%、铜回收率为80.13%,金品位为3.02 g/t、金回收率为66.51%,银品位为160.43 g/t、银回收率为41.82%的铜精矿,以及硫品位为49.13%、回收率为54.34%的硫精矿。 相似文献
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江西某铜钼钨矿矿石中有用矿物以黄铜矿、辉钼矿、黑钨矿为主,并伴生有磁黄铁矿.为了给该矿产资源的开发利用提供依据,对其进行了选矿试验研究.经试验比较,采用铜钼混浮-铜钼分离-尾矿脱硫-重选回收黑钨矿的联合工艺流程.获得了比较理想的铜精矿、钼精矿、钨精矿3种精矿产品,铜精矿品位为26.38%,回收率为91.35%;钼精矿品位为51.23%,回收率为83.54%;钨精矿品位为52.58%,回收率为65.49%.使矿石中的有价元素得到了较好的综合回收. 相似文献
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某含金银铜硫矿石中铜、硫、金、银品位分别为0.70%、4.76%、0.10 g/t和3.78 g/t,针对现场高碱工艺存在的伴生金银损失率高等问题,以该矿石为研究对象,采用低碱度条件下“铜快速浮选—铜尾活化选硫”的工艺流程进行了系统的浮选试验研究。闭路试验结果表明,最终可获得铜品位为24.28%、回收率为91.93%的铜精矿以及硫品位为45.54%、回收率为44.76%的硫精矿。其中61.51%的金和63.86%的银在铜精矿中获得富集,浮选指标较好, 在低碱条件下原矿实现了有价金属的综合回收。 相似文献