某钨选厂粗精矿分选试验研究

某钨选厂粗精矿采用分级粗粒枱浮硫化矿、细粒浮选硫化矿,浮选尾矿采用磁选优先选出一部分黑钨单体,分选尾矿磨至目的矿物单体解离后,先浮选硫化矿,再浮选白钨,重选分离锡石,所有硫化矿集中进行铜硫分离的工艺对粗精矿中的目的矿物进行分选。通过该工艺流程有效地分离了粗精矿中的钨、锡、铜、硫。获得钨精矿WO3品位≥60%,回收率≥88%,铜精矿Cu品位≥24%、回收率≥90%,锡精矿Sn品位≥45%、回收率≥70%。     

都龙矿区铜粗精矿铜硫分离试验研究

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。     

云南某含大量磁黄铁矿的铜铅锌多金属硫化矿选矿工艺研究

针对原矿中含大量磁黄铁矿的特点,先磁选脱出磁黄铁矿及其它强磁性矿物,再混合浮选方铅矿、黄铜矿,然后浮选闪锌矿、黄铁矿。铜铅混合精矿再进行铜铅分离;浮选尾矿重选回收锡石。该流程方案可获得较好的铜铅锌硫分选指标,其中铜精矿铜品位11.26%,回收率29.25%;铅精矿铅品位45.26%,回收率71.20%;锌精矿锌品位45.97%,回收率83.00%。     

斑岩型低品位铜钼矿石工艺矿物学研究

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。     

四川某铜多金属矿石优先浮选工艺试验研究

四川某铜多金属硫化矿含铜1.0%,钴0.01%,硫1.85%。根据原矿性质,确定以优先浮选铜矿物—尾矿再选钴硫的工艺方案回收该矿中有用矿物。闭路试验获得铜精矿产率3.95%、铜品位24.57%、铜回收率97.06%,钴硫精矿产率1.07%、钴硫精矿中钴品位0.31%、钴回收率33.30%的良好指标。     

某低品位铜铅锌锡多金属矿选矿工艺技术研究

某低品位铜铅锌锡多金属矿铜品位为0. 29%,铅品位为0. 38%,锌品位为1. 02%,锡品位为0. 86%,银品位为48. 6 g/t。矿石中主要金属矿物为黄铜矿、方铅矿、铁闪锌矿、锡石及黄铁矿等;主要脉石矿物为石英、绿泥石、白云母及方解石等。矿石中黄铁矿含量高,铜及铅的品位低,多金属回收困难,通过多方案的工艺技术研究,结果表明,采用混合浮选-锌硫分离-尾矿摇床选锡的工艺技术流程能较好地回收矿石中的锌及锡,锌精矿锌品位为37. 147%,锌回收率为60. 93%;锡精矿锡品位为47. 59%,锡回收率为73. 21%。该工艺的特点为浮选段使硫化矿上浮较为完全,降低硫化矿对摇床选锡的影响,保证能得到锡品位及回收率较高的锡精矿,最大化回收矿石中价值高的金属矿物。     

某混合硫化矿综合回收试验研究

江西某钨矿采用重选-浮选工艺获得的混合硫化矿中,含8.15%Cu、0.98%Bi、2.48%WO_3、29.61%S,可回收的有价矿物种类较多。对该矿样本试验采用浮选-重选联合选矿新工艺,全流程试验获得铜精矿品位Cu 22.37%、回收率95.05%,钨精矿品位WO_341.19%、回收率65.88%,铋精矿品位Bi 16.88%、回收率65.59%,硫精矿含S 40.23%,其中银主要在铋精矿和硫精矿中富集,其含量分别为4 816.0 g/t、512.0 g/t的技术指标,达到了混合硫化矿综合回收多种有用矿物的目的,为该钨矿和其他同类混合硫化矿的资源综合利用提供了技术支撑。     

广东某高硫高铁难选铜矿选矿试验研究

针对高硫高铁复杂铜矿石性质的特点,采用铜浮选(粗精矿再磨)-磁黄铁矿磁选-硫浮选的磁浮联合工艺流程,关键技术是低碱优先浮铜和磁选脱除磁黄铁矿,有效解决黄铜矿与(磁)黄铁矿分选的技术难题.试验室小型闭路试验获得了铜品位21.77%、铜回收率81.49%的铜精矿,硫品位32.21%、铁品位48.57%、硫回收率29.28%的磁黄铁硫精矿,硫品位43.45%、硫回收率54.03%的硫精矿,总硫回收率达83.31%.     

某低品位铜钼硫化矿浮选试验研究

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.     

某铜硫矿石可选性试验研究

某矿山入选矿石中矿物次生硫化富集作用明显,适宜现场＂快速优先-铜硫混浮,中矿可选择性再磨铜硫分离＂选矿新工艺生产流程,闭路试验结果为铜精矿品位25.38%,选铜回收率82.42%,硫精矿品位31.64%,选硫回收率60.59%.     

某铜硫矿石可选性试验研究

某矿山入选矿石中矿物次生硫化富集作用明显,适宜现场"快速优先-铜硫混浮,中矿可选择性再磨铜硫分离"选矿新工艺生产流程,闭路试验结果为铜精矿品位25.38%,选铜回收率82.42%,硫精矿品位31.64%,选硫回收率60.59%.     

新型药剂浮选江西某难选铜矿的试验研究

江西某硫化铜矿矿石性质复杂,铜氧化程度较高.在工艺矿物学研究的基础上,确定了“铜硫混浮-混合精矿再磨-铜硫分离浮选”试验流程,并使用了新型药剂WH-1#活化铜、组合药剂白1、白2（1∶1）抑制硫,成功地实现了低碱条件下的铜硫分离,最终获得了品位为20.23%、回收率为85.76%的铜精矿及品位为39.19%、回收率为65.68%的硫精矿.     

某低品位微细粒难选铜矿的浮选试验研究

某复杂低品位微细粒嵌布铜矿石,原矿铜品位0.55%,铜主要呈黄铜矿和铜蓝的形式存在且与其他矿物嵌布关系复杂,单体解离粒度微细。原矿在磨矿细度为-0.074 mm含量73.43%,采用石灰和亚硫酸钠作抑制剂,YS-1作铜矿物捕收剂,优先浮选铜,尾矿进一步浮选硫,闭路试验获得铜精矿铜品位18.18%,回收率79.89%,硫精矿硫品位43.68%,回收率87.07%。     

高品位锡铜硫化矿选矿试验研究

针对采选分公司塘子凹坑的锡铜硫化矿品位下降,采用"优先浮铜—除硫浮选--泡沫除锡"选别流程;将泡沫除锡、除硫浮选的底流全部入池沉淀,尽量不丢弃尾矿,底流沉淀物全部为粗锡精矿,实验结果表明,试验的铜精矿品位为18.46%时,铜回收率为89.49%;锡粗精矿品位为11.13%,锡回收率为95.25%。     

某伴生铜锌硫铁矿选矿试验研究

针对某伴生铜锌硫铁矿矿石性质,试验确定优先浮选工艺流程。磨矿细度为-0.075mm占90%;SK207为铜矿物的有效捕收剂;NS与硫酸锌组合抑制闪锌矿,试验获得铜精矿含铜品位为23.58%,铜回收率为81.15%;锌精矿含锌品位为35.62%,锌回收率为72.59%;硫精矿含硫品位为49.01%,硫回收率为91.30%。     

某难选高硫含铜白钨矿选矿试验研究

某难选高硫含铜白钨矿中钨主要以白钨矿的形式存在,硫化铁主要以磁黄铁矿的形式存在。为给该矿石的开发利用提供技术支持,采用磁选-铜硫混合浮选-白钨浮选原则流程进行条件试验。结果表明,原矿磨矿至-74μm占65%时进行磁选,可获得品位为38.33%、回收率为51.14%的硫精矿,而磁选尾矿经铜硫混合-铜硫分离浮选,可分别获得品位为20.06%、回收率为73.12%的铜精矿和品位为35.20%、回收率为42.11%的硫精矿;其中铜硫混合浮选尾矿以碳酸钠为调整剂、水玻璃为抑制剂、731氧化石蜡皂为捕收剂,进行一粗一扫三精白钨常温浮选,可得到WO_3品位为63.93%、回收率为89.60%的白钨精矿,有效地实现了铜硫的分离和白钨矿的回收。     

某含铜硫铁矿石综合回收试验研究

吉林市某含铜硫铁矿石硫品位为20.60%、铜品位为0.14%。采用常规浮选工艺流程获得的硫精矿硫品位35.61%、硫回收率97.79%,其中铜品位0.22%,可综合回收。综合回收试验结果表明:相比闭路选铜流程,开路选铜流程可获得更好的浮选指标,且生产应用效果较好,硫精矿硫品位34.88%、硫回收率96.90%,铜精矿铜品位13.09%、铜回收率61.05%,可为企业创造一定的经济效益。     

某铜锌锡矿浮选流程的优化及对锡重选的影响

针对某大型铜锌锡矿硫化矿浮选作业存在的问题开展浮选流程的优化研究.在工艺矿物学分析的基础上,结合现场生产浮硫尾矿硫砷含量超标致使锡精矿有害杂质过高的现状,确定了磁选除铁—优先浮铜—锌硫砷混浮—锌与硫砷分离的工艺.在确定工艺流程过程中对磨矿细度、浮选药剂制度进一步优化.优化后的浮选流程在原矿含Cu 0.06％、Zn 0.36％的条件下,得到了含Cu16.37％、Zn 7.92％,铜回收率为68.302％的铜精矿以及含Zn 44.44％,锌回收率76.368％的锌精矿,实现了对极低品位的伴生金属的回收.而且优化后的硫化矿浮选流程对硫砷脱除效果更佳,有利于后续锡石重选效率的提高.     

玻利维亚碳酸盐型混合铜矿石选冶联合方法分离铜硫

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。     

新型硫化铁矿抑制剂T-506在某铜钼矿浮选中的应用研究

某大型铜钼矿,原矿含铜0.49%,钼0.021%,硫3.89%,矿石性质复杂,现场采用铜钼混合浮选,最终铜钼分离的浮选工艺流程。在铜钼混合浮选作业中,采用石灰作为硫化铁矿的抑制剂,生产中出现石灰用量大,指标不稳定,尤其是精矿铜品位达不到18%的标准要求。经过大量试验,确定采用新型抑制剂T-506与石灰联合作为硫化铁矿的抑制剂,最终取得铜回收率88.23%,精矿铜品位22.06%的较理想选矿指标。