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福建某铜金矿为典型的含铜金多金属硫化矿,矿石中可综合回收的主要有价元素为金、银、铜、硫。针对该矿石性质,进行了混合浮选—粗精矿再磨—铜硫分离工艺研究,考察了磨矿细度、抑制剂、捕收剂等因素对浮选指标的影响。结果表明:在最佳试验条件下,闭路试验获得的铜精矿铜品位23.61%、金品位185.00 g/t,铜、金回收率分别为95.77%、85.86%;硫精矿铜品位仅为0.03%、金品位3.30 g/t,铜、金回收率分别为0.47%、5.97%。研究结果对该矿石中铜、金的回收利用及工业生产起到了指导作用。 相似文献
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河南某铁铜矿属矽卡岩型铁铜矿石类型,矿物组成比较简单,主要金属矿物为磁铁矿,其次为黄铜矿、黄铁矿、少量赤褐铁矿。铜矿优先浮选试验控制磨矿细度为-0.074 mm粒级占70%,以石灰作pH值调整剂和黄铁矿抑制剂,石灰用量1 500~2 000 g/t,脉石矿物抑制剂水玻璃用量为1 500 g/t,捕收剂丁铵黑药用量为50g/t,进行条件试验。经两粗三精两扫闭路流程试验,获得铜品位16.37%,铜回收率77.69%的合格精矿,实现低品位铜矿的有效回收。选铜尾矿进行磁选,经一次粗选,粗精矿再磨精选,获得铁品位65.50%,含硫0.13%,铁回收率53.53%的二级合格铁精矿。实现铁和低品位铜综合回收利用。 相似文献
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新疆某辉钼矿含钼0.12%、铜0.009%,针对矿石中有微量的黄铜矿与辉钼矿连生的性质,为降低钼精矿含铜量,提高钼精矿品位与回收率,采用铜钼混选-粗精矿再磨-抑铜浮钼工艺流程进行了试验研究。结果表明:在试验获得的工艺参数下,得到的钼精矿钼品位49.55%、钼回收率82.41%;铜粗精矿含铜0.25%、金2.45 g/t,铜、金回收率分别为89.85%和63.12%;原矿中0.14 g/t的金主要富集在铜粗精矿中。试验有效回收钼的同时,实现了对铜、金的综合回收。 相似文献
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河南某浮选尾矿中金品位为0.74g/t。工艺矿物学研究结果表明:金矿物主要以脉石包裹形式存在,包裹金含量为62.71%。对尾矿开展粒级分析,其+200目中金的占比为48.84%,占比较高。根据浮选尾矿工艺矿物学特征和粒级分析,采用“尾矿分级-+200目粒级再磨-浮选”选矿工艺回收金。实验室小型试验结果表明:+200目产品再磨后,经一粗一精两扫闭路浮选可得到金精矿品位15.23g/t、作业回收率63.82%(相对+200目产品),金回收效果好。扩大试验采用平底FX150-GJ-120型水力旋流器对该尾矿进行分级,沉砂再磨后,在相同浮选条件下经一粗一精两扫闭路浮选可得金精矿品位为15.82g/t、作业回收率为61.68%(相对旋流器沉砂)、总回收率为25.73%(相对浮选尾矿)。 相似文献
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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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为查明某选铜尾矿中铜、金、银损失的原因,对铜尾一次分级沉砂样品进行了详细的工艺矿物学分析。分析结果表明,铜矿物主要为黄铜矿,主要与黄铁矿及脉石矿物形成连生体,嵌布粒度为0.01~0.2mm;金银矿物主要为自然金、银金矿及金银矿等金银互化物,少量碲银矿及含银贺硫铋铜矿等,主要以包裹态存在于黄铁矿、黄铜矿及脉石矿物中,金矿物嵌布粒度大部分小于0.01mm,属微粒金,银矿物嵌布粒度为0.001~0.02mm。在工艺矿物学分析基础上,制定了"分级-再磨-浮选"工艺,在优化工艺条件基础上开展闭路试验,获得了铜品位和回收率分别为8.73%和40.34%的低品位铜精矿,金银回收率分别为7.10%和18.07%。 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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《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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某铜矿含铜0.569%、含金0.40g/t、含银13.65g/t,铜的氧化率为48.62%,是一个复杂难选氧化铜矿石.采用一粗二扫一精的浮选工艺流程进行闭路试验,最终闭路试验获得了铜品位为20.86%,回收率为89.18%的精矿,而金、银的品位分别为11.12g/t、410.83g/t,回收率分别为62.80%、68.02%. 相似文献
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某铜矿经选别后所得铜精矿含SiO2约26%,SiO2品位过高会增加后续冶炼成本,但提高铜品位、降低SiO2品位可能会降低铜回收率。为了能够更好地提铜降硅,开展了试验研究。结果表明:随着再磨细度的提高,SiO2品位呈下降趋势,铜品位呈上升趋势,铜回收率呈先上升后趋于平稳趋势;在磨矿细度-0.074 mm占75%,再磨细度-0.023 mm占85%条件下,采用一粗二扫三精的闭路试验流程,可获得铜品位23.40%,含SiO2 12.40%,铜回收率89.42%的铜精矿。 相似文献
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某矽卡岩型铜矿原矿含铜0.98%,试验研究通过采用混合用药、延长浮选时间及中矿再磨等工艺优化措施,实现了一段粗磨选矿。在一段磨矿细度-74μm55.2%、中矿再磨细度-74μm81.3%条件下,经"二粗二扫一精"浮选流程,获得铜精矿品位20.37%(Au9.04g/t;Ag93.27 g/t),铜回收率94.40% (Au71.85%;Ag71.78%)的选矿技术指标。 相似文献
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辽宁省本溪市某铁矿在生产过程中发现含有金,原矿含金品位为1.47g/t,含铁品位为18.82%。通过浮选回收金+磁选回收铁的联合工艺流程,获得了比较理想的选矿工艺指标。试验矿石在磨矿细度为-0.075mm占65%的条件下,采用硫酸铜作为金载体矿物的活化剂,丁基黄药和丁铵黑药作为捕收剂,采用一次粗选三次精选二次扫选的浮选工艺流程,试验取得的工艺指标为,金精矿含金品位为50.85g/t,金回收率为75.49%。浮选尾矿进行湿式弱磁场回收磁铁矿,粗精矿再磨至细度为-0.075mm 97%再选得铁精矿,试验取得的工艺指标为,铁精矿含铁品位为65.52%,铁回收率为29.42%。 相似文献
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对某硫铁矿精矿进行有价金属回收的实验室小型试验及扩大连续试验。在氧化焙烧—润磨造球—氯化挥发的原则流程下,确定了实验室最佳试验条件:氧化脱硫焙烧温度700℃、焙烧时间1.0h、无水氯化钙添加比例7.0%、焙砂再磨细度-0.038mm占70%、氯化焙烧温度1 100℃、焙烧时间1.0h,在该条件下,氧化焙砂的砷脱除率为82.39%,硫脱除率为99.99%,金、银、铜的挥发率分别为96.37%、85.97%和70.61%,球团中铁的品位为61.03%。连续扩大试验结果表明,物料中金、银、铜的挥发率分别达到96.72%、90.91%和52.48%。 相似文献