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刚果(金)某地区经浮选得到的氧化铜精矿,含铜28.39 %,矿石中的铜主要赋存在孔雀石中。在实际生产中,采用鼓风炉还原熔炼处理该类氧化铜精矿,存在熔炼温度较高、氧化钙添加量大、熔炼渣含铜偏高的问题,为此,进行渣型优化实验研究,考察了还原焦比、CaO:SiO2比和氧化亚铁加入量对氧化铜精矿还原熔炼的影响。结果表明,在还原熔炼时,焦比主要影响粗铜产率和铜回收率,CaO:SiO2主要影响渣中铜含量,熔炼温度是影响渣黏度的主要因素。在还原焦比为5 %,选择酸性熔炼渣型,渣中CaO:SiO2为0.4-0.55,FeO:SiO2为0.13条件下,渣含铜可降至0.4 %以下,铜回收率在98 %以上。 相似文献
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铜冶炼渣中铁含量达30%~40%,但铁元素主要以铁橄榄石的形式存在,采用传统方法难以回收利用。以可再生生物炭为还原剂,通过深度还原—磁选回收铜冶炼渣中的铁,考察了还原条件对铜冶炼渣深度还原的影响。当还原温度为1 200 ℃、还原时间为75 min、CaO用量10%、碳氧摩尔比为1.5时,深度还原产品的金属化率达到86.83%,经过磨矿磁选可获得铁品位为62.84%、回收率为81.92%的磁选精矿。铜冶炼渣中主要含铁矿物有Fe2SiO4、Fe3O4及少量的Fe2O3,其还原过程为Fe2SiO4→FeO→Fe、Fe2O3→Fe3O4→FeO→Fe,得到的金属铁逐渐聚集长大最终形成有利于磁选分离的金属铁颗粒。 相似文献
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针对湿法炼锌冶炼过程中产出的铜砷渣的综合回收利用,在研究铜砷渣矿物学组成及热分解特性的基础上,开展了加压浸出铜及同步固砷工艺与铜、砷元素的行为研究,结果表明,在反应温度为135 ℃、反应时间为4 h、液固比为25、硫酸浓度为50 g/L、氧分压500 kPa、铁砷摩尔比为1的条件下,浸出渣中铜含量仅为2.03%,浸出率达到97.72%,砷含量达到26.06%,浸出率仅为4.02%;浸出液中Cu的浓度达到20.47 g/L,As浓度小于0.63 g/L;铜砷分离效果好。在反应过程中,Cu3As先发生氧化溶解,铜的浸出需要一定的时间,铜的浸出与砷的沉淀同时进行。浸出液pH值与浸出液中As浓度变化趋势基本一致,在反应前期砷与铁生成臭葱石产生的酸可以补充铜的浸出消耗的酸。 相似文献
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还原硫化法从镍转炉渣中富集钴镍铜 总被引:3,自引:0,他引:3
考察了转炉渣还原硫化生产钴冰铜过程中还原剂焦炭与转炉渣质量比、硫化剂黄铁矿与转炉渣的质量比、熔炼温度及保温时间对钴镍铜的回收率的影响。试验结果表明,还原剂焦炭用量对金属钴镍收率影响最大,用量过大或过少都不利于钴镍的回收,而对铜的回收率影响不明显;增大硫化剂黄铁矿用量及提高贫化温度、延长保温时间都有利于钴镍铜的回收。当还原剂、硫化剂与炉渣的质量百分比分别为3.5%、25%,熔炼温度为1360℃,保温时间为3h时,钴镍铜在钴冰铜中的回收率分别达到了91.50%、96.08%、92.89%。 相似文献
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某铜冶炼厂氧气底吹熔炼渣中金品位为0.11g/t,渣中金损失较多,生产上采用浮选法贫化熔炼渣回收金银,金回收率为57.08%,银回收率为65.23%,回收率较低。本文用扫描电镜探究底吹铜熔炼渣中主要组成物的形貌,确定熔炼渣主要矿物成分有冰铜、磁铁矿、铁橄榄石和玻璃体相。通过采用MLA仪器和选择性溶解方法对熔炼渣中金、银的赋存状态进行了研究。结果表明,偶见金属银与金属铜紧密连晶分布于硫化亚铜中;渣中硫化物包裹金占64.71%,硅酸盐包裹金占29.41%,裸露金占5.88%。底吹铜熔炼渣缓冷磨浮流程中被硅酸盐包裹的约30%的金很难回收,这是导致熔炼渣中金回收率低的主要原因。建议在熔炼过程中提高熔炼渣与锍充分接触碰撞的几率,使熔锍尽可能捕集到硅酸盐熔渣里的金银,从而降低熔炼渣中金银含量;在磨浮回收金银时,提高磨矿细度,使被硅酸盐包裹的金颗粒单体解离。 相似文献
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采用电位控制浮选法分离北帕克斯铜金矿中的砷和铜 总被引:1,自引:0,他引:1
为了经济地开发北帕克斯高砷地区的铜金矿体,需要脱除存在于矿石中的砷黝铜矿((Cu,Fe)12As4S13),以使铜精矿中的砷含量达到冶炼厂的标准(<2000·10-6)要求.应用电位控制浮选法有可能从北帕克斯高砷矿石的钻探岩芯综合试样中选择性浮选分离砷黝铜矿和黄铜矿(CuFeS2)及斑铜矿(Cu5FeS4).对铜砷混合浮选精矿进行铜砷分离.在矿浆还原电位大约为-150 mV(SHE)和pH 12条件下,将砷黝铜矿浮选出来,从而与其它含铜矿物分离开.分离的依据是,砷黝铜矿下临界矿浆电位比黄铜矿下临界矿浆电位低,在还原范围内,有一个电位差,因此砷黝铜矿强烈上浮,而黄铜矿则不能上浮.在所研究的氧化电位范围内,浮选分离砷黝铜矿和黄铜矿的选择性很低或没有选择性.As品位为0.11%和Cu品位1.2%的综合试样试验结果表明,用该法可以分选出铜回收率为52%和含2600·10-6As的低砷高铜精矿.计算机模拟结果表明,用该法分离200·10-6 As,1%Cu的原矿,浮选分离效率很好,低砷铜精矿铜回收率为61%,其中含2000·10-6以下的砷.根据本研究结果,提出了从北帕克斯铜金矿石中浮选脱除砷的原则工艺流程,并对此进行了讨论. 相似文献
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铜冶炼渣中含有铜、铁等有价金属,其中铜金属可通过直接浮选回收,但铁的矿物组成复杂,很难直接通过磁选回收。以含铁38.76%、含铜2.26%的铜冶炼渣为研究对象,在矿石性质研究基础上,以烟煤为还原剂,通过直接还原焙烧—磁选工艺回收铜渣中的铜、铁。结果表明,铜冶炼渣、烟煤和还原助剂氧化钙以100∶25∶20的质量比混合,在焙烧温度1 200 ℃,焙烧时间80 min的条件下直接还原焙烧铜渣;焙砂在磨矿细度为-0.045 mm含量占80%,磁场强度为111 kA/m的条件下进行磁选试验,最终可获得铁品位为91.54%,铁回收率为90.54%,铜品位为6.06%、铜回收率为89.04%的含铜铁精矿,研究结果可为铜冶炼渣的回收利用提供依据。 相似文献
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研究"硫酸化焙烧—酸浸—氰化"和"L-SX-EW"联合工艺处理含铜金精矿过程中,焙烧温度、酸浸酸度对铜、铁浸出率和酸浸液中Fe~(3+)浓度的影响。结果表明,在硫酸化焙烧温度为650℃、焙烧时间1 h、初始酸浸酸度40 g/L、浸出液固比3∶1、浸出温度85℃、浸出时间1 h条件下,铜、铁的浸出率分别为大于96%、21%,酸浸液中的Fe~(3+)浓度2.87 g/L。表明在不改变原有工艺的基础上通过调整焙烧温度和酸浸酸度两个关键工艺参数,可以达到提高铜浸出率的同时兼顾降低Fe~(3+)浓度的目标。 相似文献
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中国铜资源稀缺且分布相对集中。建国以来,矿山铜产量增长迅速,但远不能满足下游行业需求;同时,我国矿山铜产业布局和精炼铜产业布局并不匹配,一些省区需大量外购铜精矿。本文基于资源、采选技术、产业政策等方面的假设条件,考虑近10年实际产量变化趋势、保有资源储量的利用程度、主产区和资源集中区资源储量与产量的匹配度、资源禀赋条件、未来矿产资源需求量等因素对未来我国矿山铜的年供应能力进行预测。分析结果表明,西藏矿山铜供应能力增长潜力巨大,是未来我国铜矿资源供应的一个主要增长点;预计到2020年,我国矿山铜产量仍将继续保持上升趋势;此后,矿山铜产能增长受限,将在一段时期内保持稳定。 相似文献
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叙述了转炉渣的一般特性和影响其可选性的主要因素,介绍了从某铜冶炼厂转炉渣中选别回收铜、铁的试验研究情况,提出浮选中矿与磁性矿合并再磨再选的工艺流程,并就转炉渣选矿的主要特点进行了分析讨论。 相似文献
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西藏东部某铜矿原矿铜品位0.60%,钼品位0.026%,铜氧化率18.33%,钼氧化率11.54,属混合矿。本文通过使用新型高效捕收剂BKY ,采用先硫后氧工艺流程,取得较好的选矿工艺指标,小型闭路试验获得指标为:铜精矿1铜品位25.29%、铜回收率74.90%,钼品位1.21%、钼回收率82.13%;铜精矿2 铜品位6.20%、铜回收率7.37%;铜综合回收率84.85%。 相似文献
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滥泥坪铜矿位于东川矿区南部,被夹持于宝九断裂和黄水箐断裂之间,汤丹—滥泥坪同生断裂控制的断陷盆地中。从分析本部矿段存在的东川式铜矿找矿问题入手,寻找出找矿突破点,并布设了探矿工程,最终证实了所提供的找矿思路是正确的。 相似文献
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阮诗昆 《有色金属(矿山部分)》2018,70(6):54-62
紫金山铜矿床深部铜硫矿物种类丰富,通过自上而下针对铜硫二元体系矿物系统采样,经手标本观察后利用矿相显微镜和电子探针分析,共检测出5种Cu-S体系矿物,包括蓝辉铜矿、铜蓝、斜方蓝辉铜矿、吉硫铜矿和久辉铜矿,含矿层Cu-S体系矿物组合自上而下分为4带,分布标高自300~-130m,主要铜矿物为蓝辉铜矿、铜蓝、斜方蓝辉铜矿,次要铜矿物为吉硫铜矿和久辉铜矿;通过对岩性和铜硫矿物组合的分析,深部铜矿体为可分为2层铜矿体,上段铜矿体铜硫矿物组合类型为铜蓝-斜方蓝辉铜矿-蓝辉铜矿,下段铜矿体铜硫矿物主要为斜方蓝辉铜矿;矿床深部随着标高的降低,硫逸度和氧逸度逐渐上升,暗示着矿床深部具有较好的斑岩型矿床找矿远景。 相似文献
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