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正中国地质科学院矿产综合利用研究所分别对拉拉铜钼多金属矿、炉霍铜锑矿以及代石沟低品位氧化铜矿开展了多金属矿分离新技术研究。拉拉铜钼多金属矿最终确定采用铜钼混合浮选—选钴—选铁—铜钼分离工艺流程,扩大试验取得的技术指标为:铜精矿品位20.57%、回收率92.21%;钼精矿品位47.75%、回收率53.26%;铁精矿品位62.85%、 相似文献
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为进一步提高西藏某多金属矿有价金属的回收率,进行了原矿性质研究、条件试验、流程试验研究和产品检查。通过试验研究确定了“钼硫等可浮+再磨+钼/铜硫分离”工艺流程回收钼,闭路试验获得钼精矿Mo品位50.19%,钼回收率为82.57%,钼精矿质量达到GB3200-82中的一级品一类标准;钼精尾进行抑硫浮铜,闭路试验获得铜精矿铜品位22.06%,铜回收率为45.11%,铜精矿质量达到YB112-82中的九级品标准。 相似文献
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斑岩型低品位铜钼矿石工艺矿物学研究 总被引:4,自引:0,他引:4
采用显微镜研究、X-射线衍射分析、电子探针分析等手段,查明了某斑岩型低品位铜钼矿石矿物组成,铜、钼的赋存状态及主要矿物的嵌布特性。根据工艺矿物学研究结果,针对该矿石的性质特点,选矿试验采用铜钼硫混合浮选-铜钼浮选-铜钼分离的原则流程,最终得到良好指标:钼精矿钼品位46.28%,回收率70.26%;铜精矿铜品位22.31%,回收率84.19%;硫精矿硫品位30.24%,回收率69.60%。为了提高矿山的资源利用率,在浮选富集金属矿物之后,应在尾矿中回收钾长石、钠长石。 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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复杂钼铜铁多金属矿的综合利用研究 总被引:3,自引:0,他引:3
对某钼铜铁多金属矿矿石进行了工艺矿物学研究,该矿石是以钼为主、并生铜铁的多金属矿.根据矿石的性质,采用钼铜混合浮选混合精矿再分离-尾矿磁选选铁的工艺流程.铜钼混合浮选时,采用煤油、柴油混合捕收剂,有利于提高钼回收率,采用选铜特效捕收剂BK802,有利于提高铜的回收率.铜钼混合精矿分离时,采用煤油作为捕收剂,最终选择BK310进行铜钼分离.对铜钼混选尾矿进行了选铁实验,最适宜的磁场强度为0.12~0.16 T之间.研究结果表明:在原矿铜品位0.082%的情况下,可以得到含铜品位15.16%、铜回收率80.54%的铜精矿;采用新型抑制剂BIC310,一次分离三次精选即得到钼精矿钼品位50.87%,回收率85.94%;磁铁矿单体解离较好,一次粗选后再磨,得到铁精矿铁品位69.47%、铁回收率41.89%的铁精矿. 相似文献
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都龙矿区复杂多金属低品位伴生铜矿存在含铜品位低,铜矿物与锌矿物、硫化铁和锡石等矿物嵌布粒度细,共生关系密切,导致铜-锌,铜-硫分离困难、铜精矿中金属互含严重等问题,针对该现象通过试验研究,采用了铜锌硫混合浮选-抑锌浮选-铜硫分离的选矿工艺流程,可得到铜品位18.54%,铜硫分离作业回收率86.31%的铜精矿和硫品位28.2%,铜硫分离作业回收率73.66%的硫精矿,铜精矿含锌品位为7.34%,充分的将铜硫进行了分离。 相似文献
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针对多宝山铜钼矿的铜钼混合精矿,开展了铜钼分离工艺优化研究。通过详细的条件试验,确定了"一粗两扫六精—钼粗精矿再磨"的工艺流程及以"硫化钠+BK550"组合抑制剂为主的药剂制度,实现了铜钼的有效分离,闭路试验获得钼品位44.71%、含铜1.09%、钼作业回收率92.22%的钼精矿和铜品位20.49%、铜作业回收率99.90%的铜精矿。 相似文献
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针对某铜钼混合精矿中次生铜含量较高且含泥量大,导致在铜钼分离浮选过程中次生铜矿物难以被抑制,产出的钼精矿不能满足质量要求等问题,进行了预先分选—铜钼分离工艺研究。结果表明:在铜钼混合精矿铜品位为24. 40%、钼品位为0. 46%及最佳的试验条件下,采用预先分选、一次粗选、两次扫选、八次精选、中矿循序返回的浮选流程,可获得钼品位51. 56%、铜品位1. 05%、钼作业回收率74. 29%的钼精矿,铜品位24. 55%、钼品位0. 12%、铜作业回收率99. 97%的铜精矿,实现了高次生铜易泥化铜钼混合精矿中铜钼的有效分离。 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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玻利维亚碳酸盐型混合铜矿石选冶联合方法分离铜硫 总被引:2,自引:0,他引:2
玻利维亚碳酸盐型混合铜矿石原矿含Cu品位为6.52%、S含量为16.33%、CO2含量为6.26%,铜以黄铜矿为主,其次为结合氧化铜。首先,采用浮选回收黄铜矿和黄铁矿,分别得到硫化铜精矿和硫精矿;采用氯化离析—浮选工艺进一步回收浮选尾矿中的结合氧化铜部分。氯化离析条件影响试验结果得出:氯化钙用量为5%、焦炭用量为7%、离析温度为850℃、离析时间为90 min的氯化离析综合条件比较合理,并得到了铜品位为19.68%,铜作业回收率为90.07%的氯化离析铜精矿作业分选指标。最后,进行浮选—氯化离析—浮选全工艺流程试验,得到了铜品位为23.51%,铜回收率为94.39%的铜精矿;硫品位为48.26%,硫回收率为56.98%的硫精矿,实现了玻利维亚碳酸盐型混合铜矿石中铜、硫的有效分离和综合回收。 相似文献