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以湖北大冶含铜钴硫精矿为原料,分别研究了硫精矿、硫精矿氧化焙烧渣和硫精矿氧化-还原焙烧渣中铜、钴的同步浸出行为,考察了浸出温度、浸出时间、固液比等工艺参数对铜、钴浸出的影响。结果表明,硫精矿氧化-还原焙烧渣中的铜、钴最易被浸出,浸出条件为:浸出温度70 ℃、浸出时间4 h、固液比1∶5,此时铜和钴浸出率分别为91.46%和65.84%; 采用氧化-还原焙烧-浸出-磁选联合流程处理硫精矿时,可获得铁品位62.31%、回收率68.26%的铁精矿,该工艺实现了硫精矿及焙烧渣中铜、钴、铁资源的综合回收。 相似文献
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新疆某高硫铜锌矿选矿试验 总被引:1,自引:0,他引:1
针对新疆某高硫铜锌矿石的性质特点,采用铜锌混合浮选—混合粗精矿再磨—铜锌分离—铜锌混浮尾矿选硫的原则流程对该矿石进行了选矿试验研究。研究表明,铜锌混合浮选和铜锌混合粗精矿再磨适宜的磨矿产品细度分别为-0.074 mm占90%和-0.043 mm占95%;J102和丁基黄药为铜锌混合浮选的有效捕收剂;T-21与硫酸锌组合对闪锌矿具有较强的抑制作用;J102对铜矿物的选择性捕收可以较好地实现铜锌分离。采用试验确定的闭路流程处理该矿石,可获得铜品位为20.09%、铜回收率为86.46%的铜精矿,锌品位为52.48%、锌回收率为67.35%的锌精矿,硫品位为45.95%、硫回收率为74.09%的硫精矿。 相似文献
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针对新疆某高硫铜锌矿石的性质特点,采用铜锌混合浮选-混合粗精矿再磨-铜锌分离-铜锌混浮尾矿选硫的原则流程对该矿石进行了选矿试验研究。研究表明,铜锌混合浮选和铜锌混合粗精矿再磨适宜的磨矿产品细度分别为-0.074 mm占90%和-0.043 mm占95%;J102和丁基黄药为铜锌混合浮选的有效捕收剂;T-21与硫酸锌组合对闪锌矿具有较强的抑制作用;J102对铜矿物的选择性捕收可以较好地实现铜锌分离。采用试验确定的闭路流程处理该矿石,可获得铜品位为20.09%、铜回收率为86.46%的铜精矿,锌品位为52.48%、锌回收率为67.35%的锌精矿,硫品位为45.95%、硫回收率为74.09%的硫精矿。 相似文献
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某铜硫矿富含黄铁矿和磁黄铁矿等硫铁矿物,占原矿矿物总量的38.413%,属于典型的高硫铜硫矿石。原铜硫生产工艺采用石灰用量大,铜生产指标不稳定。为了在较低碱度条件下提高该高硫铜硫矿石选矿指标,针对该矿石特点,研发了“铜硫等可浮—粗精矿再磨—铜硫分离”工艺和新型XC捕收剂,使铜粗选p H降至8以下。最终,采用石灰作铜调整剂、XC捕收剂作铜捕收剂、硫酸铜作硫调整剂、丁基黄药作硫捕收剂,在原矿磨矿细度为-0.074mm占66%、粗精矿再磨细度为-0.045 mm占71%条件下,针对含Cu 0.92%、S 16.84%的原矿,闭路试验获得铜品位19.57%、铜回收率85.56%的铜精矿,硫品位42.02%、硫回收率45.58%的硫精矿1和硫品位37.10%、硫回收率29.96%的硫精矿2,为该矿山的选矿工艺优化提供了技术支持。 相似文献
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铁多金属矿综合回收铁铜硫选矿工艺研究 总被引:2,自引:0,他引:2
铁多金属矿含铁47.79%、含铜0.066%、含硫2.05%, 通过“弱磁粗选-再磨-浮选脱硫-弱磁精选”流程选铁、“铜硫混浮-脱泥脱药-再磨-铜硫分离”流程回收铜和硫, 在一段磨矿-0.075 mm粒级占50%, 铁粗精矿、铜硫粗精矿再磨-0.075 mm粒级含量均为80%条件下, 可获得铁精矿铁品位66.63%、含硫0.069%、含铜0.0072%、铁回收率为92.41%, 铜精矿铜品位20.25%、含铁26.84%、含硫27.80%、铜回收率为52.16%, 硫精矿含硫44.00%、含铁43.04%、含铜0.15%、硫回收率为78.72%, 实现了铁、铜和硫的综合回收。 相似文献
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鄂东某选厂采用"先磁后浮"原则工艺流程处理铁硫共生铁矿石,生产主产品铁精矿和副产品铜精矿、硫精矿。由于浮选条件的限制,铜精矿品位较低,长期处在14%左右,铜、硫精矿回收率均不高,仅35.14%、39.83%。为改善铜、硫精矿质量,在考察生产现场的基础上,就浮选给矿浓度、药剂制度进行混合浮选、分离浮选试验。结果表明,在浮选给矿浓度30%,混合浮选乙黄药用量80 g/t,2#油用量60 g/t,分离浮选石灰改用B石灰,用量1 000 g/t,活性炭和Z-200用量分别为80,10 g/t基本不变的条件下,原选铁尾矿经1粗1精铜硫混浮、1粗2精铜硫分离处理,可获得铜品位16.55%、回收率69.97%的铜精矿和硫品位41.92%、回收率61.91%的硫精矿。铜、硫精矿质量得到显著改善,实现了该铁矿石铜、硫的有效回收,提高了资源综合利用效率,为挖掘铜、硫精矿潜能提供了技术依据。 相似文献
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《有色金属(选矿部分)》2015,(3):9-14
对伏牛山高硫铜锌矿石进行工艺矿物学和选矿工艺研究,研究表明,采用优先选铜—锌硫混合浮选再分离及铜锌硫依次优先浮选工艺可较好地回收矿石中的铜锌硫,优先选铜—锌硫混合浮选再分离流程得到含铜27.17%、铜回收率86.27%的铜精矿,含锌50.53%、锌回收率88.11%的锌精矿,含硫42.34%、硫回收率78.23%的硫精矿。选矿厂按此流程改造后,可产出含锌42.19%、锌回收率59.30%的锌精矿。 相似文献
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《矿冶》2015,(Z1)
某矿石中铜、钼、硫含量分别0.35%、0.011%、2.38%,属于低品位铜钼硫多金属矿。矿石中矿物种类多,嵌布关系复杂,铜、硫可浮性相近,有效回收利用该矿石较为困难。通过流程方案对比,采用选择性捕收剂BK322,通过钼铜等可浮—铜硫混合浮选工艺流程,闭路试验获得了含铜24.79%、含铜0.76%、铜回收率79.61%、钼回收率72.74%的铜钼混合精矿,含铜13.40%、铜回收率7.62%的铜精矿,以及含硫45.79%、硫回收率72.88%的硫精矿;混合精矿经铜钼分离,最终获得含钼46.12%、钼回收率65.12%的钼精矿;综合铜精矿铜品位23.36%、铜回收率87.20%。 相似文献
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针对某含硫高、嵌布关系复杂的铜钼矿石进行了选矿试验研究。采用铜钼硫等可浮再分离-尾矿强化浮硫的工艺流程,可获得铜品位19.47%、铜回收率82.66%的铜精矿,钼品位51.31%、钼回收率81.61%的钼精矿,硫品位48.64%、硫回收率93.35%的硫精矿,试验指标较理想,实现了铜钼硫的综合回收,为该类矿石的合理开发利用提供了一定借鉴意义。 相似文献
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针对某铜硫多金属矿开展了工艺矿物学研究,并在其基础上进行了详细的选矿试验研究,采用高效铜捕收剂BK322以及高效环保硫抑制剂BK526进行试验,优先选铜,然后选硫。闭路试验指标为铜精矿铜品位20.94%、铜回收率80.45%,硫精矿硫品位45.57%、硫回收率90.30%。 相似文献
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四川某铜锌硫多金属硫化矿的特点是易浮难分离,该矿采用铜、锌、硫顺序优先浮选工艺,不仅使铜、锌、硫得到了有效分离,而且获得了较好的选矿技术指标:铜精矿品位22.41%、回收率为84.91%,锌精矿品位48.17%、回收率82.15%,硫精矿品位36.94%、回收率83.79%。 相似文献
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对广西某选铜尾矿进行了详细的选矿试验研究,根据矿石特性,采用磁选—铜硫混浮再分离—浮选尾矿重选工艺流程,有效地综合回收了尾矿中的铁、铜、硫、锡有价元素,最终获得的试验指标为:铁精矿铁品位63.66%、铁回收率16.89%,铜精矿铜品位16.70%、铜回收率40.06%,硫精矿硫品位36.77%、硫回收率57.05%,锡精矿锡品位24.59%、锡回收率35.16%。 相似文献
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湖北某含钼铜矿铜硫分离尾矿因硫品位达不到硫精矿品质要求而排至尾矿库,为了实现该尾矿的资源化利用,采用浮选法和重选法进行了提硫降杂试验。结果表明,重选工艺与浮选工艺相比,虽然精矿指标略差,但生产成本低、环境友好;推荐的螺旋溜槽重选、中矿摇床精选工艺,获得的硫品位为39.67%、回收率为77.31%的硫精矿,硫精矿为二级品。 相似文献
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四川某高硫铜锌多金属矿石,硫高、铜高、锌低,有用矿物嵌布粒度细且不均匀,嵌布关系十分复杂,为易浮难分离的复杂多金属矿石。矿山附近选厂采用常规浮选法仅回收了矿石中的铜和硫,而锌因品位低,试验和生产技术指标差而终止了回收,造成资源的浪费。本研究对该矿石进行了详细的物质组成研究及浮选分离试验研究,最终确定采用优先浮铜,锌与易浮硫铁矿混合浮选,粗精矿再磨,锌硫分离,尾矿再浮硫的工艺流程,使铜、锌、硫得到了有效分离,获得了铜品位为22.04%,回收率为91.15%的铜精矿;锌品位为46.03%,回收率为60.39%的锌精矿;硫品位为37.02%,回收率为81.19%的硫精矿。 相似文献