西藏某铜钼矿选矿工艺研究

某铜钼矿床是我国典型的超大型斑岩铜钼矿床,主要为原生硫化矿石,含铜0.47%、钼0.026%、硫2.02%,矿石品位低、性质复杂、难选。通过多种选矿工艺流程探讨,确定采用钼铜等可浮选再分离—铜硫混合浮选分离工艺流程产出钼精矿、铜精矿及硫精矿,实验室获得的闭路试验指标为:总铜精矿品位22.85%、铜回收率87.17%,钼精矿品位48.85%、钼回收率68.96%,硫精矿品位40.75%、硫回收率61.07%。     

刚果(金)某硫化铜钴矿浮选分离试验研究

刚果(金)某硫化铜钴矿铜品位为1.16%,钴品位为0.27%,根据工艺矿物学研究,96.93%的铜赋存在独立硫化铜矿物中,而68.75%的钴以类质同象的形式赋存在黄铁矿中,采用传统生产铜钴混合精矿的浮选流程,为保证浮选回收率所导致的大量黄铁矿混入,使得精矿铜、钴品位仅有19.33%和2.73%,钴金属在销售时无法计价,同时增加了运输成本。采用乙基黄药和Z-200作为混合捕收剂,NaHS和CMC分别作为调整剂和抑制剂,生产出铜钴混合精矿,再采用石灰调节矿浆p H值在12.5以上扩大含铜矿物与含钴黄铁矿间的可浮性差异进行铜钴分离,得到的铜精矿铜品位为36.59%,钴品位仅为0.91%,铜回收率达到了80.40%,而分离出来的钴精矿钴品位达到了9.69%,铜品位仅为7%,钴回收率达到了较高的80.95%,技术经济指标获得了大幅提升。     

西藏低品位铜矿石浮选试验研究

针对西藏某低品位铜矿石进行了浮选试验研究,采用铜硫混合浮选-混合精矿再磨-铜硫分离工艺流程,获得了铜精矿含铜23.39%、回收率82.17%,硫精矿含硫36.58%、回收率61.97%。     

赞比亚巴卢巴选矿厂铜钴分离试验研究

中色卢安夏铜业有限公司(CLM)巴卢巴选矿厂浮选混合精矿中含有0.8%～1.2%的钴,若能从铜精矿中分离出钴精矿,则可以获得较好的经济效益。CLM公司拟利用巴卢巴选矿厂技改工程的新建浮选系统及原有浮选系统生产铜、钴精矿。通过铜钴分离试验,确定了混合精矿分离工艺,得到的铜精矿含铜25.44%、含钴0.17%、铜回收率为87.83%,钴精矿含钴1.48%、钴回收率为67.65%、含铜2.23%,获得了较好的选矿技术经济指标。     

四川某多金属硫化铜矿的综合回收

针对四川某多金属硫化铜矿矿石的性质,对该矿中的铜、钴、铁进行了综合回收试验。结果表明,采用混合浮选—铜钴分离浮选工艺,能获得铜品位22.41%、回收率91.32%的铜精矿和品位0.53%、回收率56.22%的钴精矿。浮选尾矿再用磁选回收铁,可以获得品位64.49%、回收率38.04%的铁精矿。     

某铜钼矿合理选矿工艺的研究

针对某铜钼矿石进行了选矿合理工艺流程的研究。采用混合浮选铜钼硫粗精矿, 钼与铜硫分离后, 铜硫再分离的工艺流程, 可获得铜精矿品位21.40%、回收率83.48%, 钼精矿品位46.87%、回收率86.70%, 硫精矿品位45.16%、回收率77.91%的技术指标, 实现了铜、钼、硫矿物与脉石矿物的有效分离。     

河南某铜矿石铜钴选矿回收试验

河南某铜矿石铜品位1.50%,钴品位0.14%,均具有回收价值。铜主要以黄铜矿的形式存在,钴主要赋存于硫钴矿中,硫化态的铜、钴分别占铜、钴总金属量的98.00%、95.18%,嵌布粒度较粗,且铜、钴关系密切。为充分利用该资源中的铜、钴,分别采用优先浮选和混合浮选原则流程进行铜、钴选矿回收试验。结果表明,以石灰+氰化钠抑制钴进行优先浮选铜再浮选钴试验,可以得到产率3.52%、铜品位30.82%、回收率73.43%的铜精矿和产率2.94%、钴品位1.98%、钴回收率41.81%的钴硫精矿,损失在尾矿中的钴高达15.90%;原矿磨矿至-0.075 mm 75%进行1粗3扫铜钴混合浮选,粗精矿再磨至-0.038 mm 90%进行铜、钴分离浮选,最终可获得铜精矿产率4.88%、品位27.41%、回收率89.16%和钴硫精矿产率9.88%、钴品位1.14%、钴回收率80.70%的良好指标,且损失在尾矿中的钴也较优先浮选低。因此选择混合浮选处理该铜矿石较为合适,可实现铜、钴的综合回收,对最终确定选别流程具有参考价值。     

某低品位铜铅锌硫化矿浮选分离试验研究

针对某低品位铜铅锌硫化矿,采用铜铅顺序优先浮选-锌硫混合浮选再分离工艺进行了浮选分离试验研究。选用高效选择性铜捕收剂BK916和铅捕收剂BK906进行了铜铅顺序优先浮选试验研究,并在锌硫分离试验研究中,利用环保型抑制剂BD和石灰的组合作用,有效抑制了锌硫混合精矿中的黄铁矿,获得了铜品位20.68%、铜回收率72.98%的铜精矿,铅品位61.38%、铅回收率73.57%的铅精矿,锌品位46.31%,锌回收率73.17%的锌精矿和硫品位48.54%的硫精矿。     

新疆某伴生铜钴矿降砷回收工艺研究

对新疆某含砷低品位铜钴矿进行了降砷选矿工艺试验研究,并对伴生钴进行了富集回收探索研究。通过流程及浮选药剂条件试验,确定在-74μm 80%的磨矿细度条件下,采用优先浮选铜、抑制剂抑砷、尾矿回收伴生钴工艺,得到了铜品位24.29%、铜回收率83.16%、As品位低于3‰的铜精矿产品,得到钴品位4.72‰、回收率58.04%的钴硫精矿产品。     

江西某铜银多金属矿选矿工艺

根据江西某铜银多金属矿石的特点,采用铜硫混合浮选—铜硫混合精矿再磨—混合精矿铜硫分离的工艺流程,以及组合铜硫捕收剂丁基铵黑药+丁基黄药,新型高效抑制剂DT-2#综合回收铜、硫、银等有价元素。闭路试验获得了含铜22.49%、铜回收率88.76%的铜精矿,含硫33.07%、硫回收率62.25%的硫精矿。银回收率88.16%,主要富集在铜精矿中,综合品位达到1 595.47 g/t。     

云南某铜钴矿的选冶试验研究

采用选冶联合工艺流程处理云南某铜钴矿石, 最终可获得铜精矿含铜16.95%、铜回收率60.28%, 铁精矿含铁62.25%、铁回收率90.3%, 钴精矿含钴13.02%、钴回收率86.5%的技术指标。     

赞比亚某铜钴矿浮选回水回用试验研究

以赞比亚某铜钴矿为研究对象,针对铜钴矿浮选回水回用导致铜钴难以有效分离的问题,本文研究了抑制剂对钴矿物的选择性抑制和活化剂对钴矿物的活化作用。采用“一粗、一扫、三精”优先选铜,选铜尾矿采用“一粗、一扫、两精”再选钴的优先浮选工艺,可得到铜品位为31.76%、回收率为94.03%的铜精矿,钴品位为3.25%、回收率为55.29%的钴精矿。本研究可以较好地解决浮选回水回用恶化铜钴分离的问题,实现铜钴的综合回收,为同类型铜钴矿浮选回水回用提供重要技术支撑。     

刚果(金)某复杂难选高钙镁铜钴矿选矿工艺研究

对刚果(金)某复杂难选砂岩型高钙镁铜钴矿进行工艺矿物学和选矿试验研究,结果表明,矿石中主要的有价元素铜、钴品位分别为3.01％、0.15％,杂质元素CaO和MgO含量分别为11.22％、10.26％.其中铜主要以辉铜矿、斑铜矿等硫化铜矿形式存在,钴主要以含钴白云石、钴斜硅铜矿等氧化钴矿形式存在.辉铜矿有部分被氧化,在边...     

某含钴氧化型铜矿选冶联合成套工艺研究

针对刚果(金)某含铜3.22%、含钴0.045%的含钴氧化型铜矿石,研发了“异步浮选预处理、氧化铜钴精矿浸出-浸渣浮选、硫化铜钴精矿沸腾焙烧-浸出”的选冶联合成套工艺技术,全流程铜和钴金属回收率分别达到81.23%和59.19%,实现了铜和钴的高效回收。     

刚果(金)某硫化铜钴矿选矿工艺技术研究

刚果(金)某硫化铜钴矿位于加丹加省利卡西市,属中非铜钴矿带典型的硫化铜钴矿,矿石含铜1.50%、钴0.48%。根据矿石中铜钴矿物难以浮选分离的矿物特性,确定了"铜钴混合浮选"的原则流程。结合新型高效选择性捕收剂BK404B及铜钴活化剂BKNA,采用"一粗两扫三精-粗精矿再磨"的工艺流程,浮选闭路试验获得含Cu 26.93%、Co 7.24%,铜回收率93.70%,钴回收率78.42%的铜钴精矿。另外,针对浮选闭路试验尾矿,通过强磁选强化对钴的回收,可获得含钴1.18%,钴回收率3.20%的磁选精矿,浮磁精矿合并后满足销售要求,即采用浮-磁联合工艺使钴的回收率提高3.20个百分点。     

某复合型铜钴矿合理选矿工艺及硫化作用机理研究

以NaHS作硫化剂、水玻璃和CMC作组合抑制剂、Y-89作捕收剂、MIBC作起泡剂, 采用预先浮选脱泥、NaHS诱导同步浮选的选别工艺流程对某复合型铜钴矿进行了选矿工艺研究。原矿中铜、钴品位分别为1.14%、0.18%时, 闭路精矿产品中, 铜的品位达到24.78%, 回收率为72.66%; 钴的品位为2.75%, 回收率达到51.10%。硫化剂诱导浮选氧化矿的作用机理分析表明, 硫化剂起作用的主要组分是HS^-, NaHS与Na₂S对浮选回收铜都表现出了很好的适应性, 但在相同用量条件下, NaHS由于能够在钴矿物表面形成更加稳定的金属硫化物膜, 因而对钴的浮选回收效果更好。     

赞比亚某铜钴矿选矿工艺技术研究（增刊）

赞比亚某铜钴矿含铜1.57%,钴0.14%。矿石中主要含铜矿物为黄铜矿,其次为斑铜矿、辉铜矿等,钴矿物主要为硫铜钴矿,其他硫化矿物主要为黄铁矿等。本文对该铜钴矿进行了工艺矿物学以及选矿试验研究。根据矿石特性,采用混合浮选工艺流程,最终获得实验室小型闭路试验结果为：铜钴混合精矿含铜23.02%,回收率94.34%;含钴1.98%,回收率90.09%。     

某钴铜精矿硫酸化焙烧试验研究

以吉林省某铜钴矿为原料, 经浮选得到混合精矿试料, 采用硫酸化焙烧-两段浸出工艺回收铜钴。重点探讨了焙烧助剂添加方式、用量、试料粒度对铜钴镍浸出率的影响。焙烧助剂采用6%硫酸钠, 以液体形式加入, 焙烧温度为610 ℃, 焙烧时间80 min, 一段室温水浸出, 浸出时间60 min, 二段10%硫酸浸出, 浸出温度80 ℃, 浸出时间60 min, 浸出固液比为1+4时, 钴浸出率86.42%, 铜浸出率98.26%, 镍浸出率60.01%。     

赞比亚某复杂铜钴矿选矿工艺研究

本文针对赞比亚某铜钴矿进行了工艺矿物学研究,在其基础上进行了详细的选矿试验研究。根据矿石中铜、钴矿物的可浮性差异,通过使用高效选择性捕收剂BK404,采用优先选铜-尾矿选钴的工艺流程,最终获得实验室小型闭路试验结果为：铜精矿含铜32.48%,回收率89.75%;钴精矿含钴1.58%,回收率46.75%。     

选冶联合工艺综合回收金的试验研究

针对某含铜钴的金多金属矿,采用铜优先—金钴混合浮选流程回收金,指标偏低。对流程中的浮选尾矿进行了多元素分析、粒度筛析及金属分布测定和工艺矿物学检查,发现粗颗粒中含有一定量的金,同时还有部分被氧化需要进行再磨再选和氰化浸出联合工艺对金进行回收。再磨再选得到的金钴精矿中金的回收率为6.93%;再磨再选尾矿经氰化浸出后浸渣金品位为0.33g/t,金作业浸出率为80.0%,对原矿金回收率为19.04%;"铜优先—金钴混合浮选—尾矿再磨再选—再选尾矿炭浸"的选冶联合工艺获得的金总回收率为95.38%。