河北某低品位铜钼矿选矿试验研究

河北某铜钼矿主要有用矿物为黄铜矿和辉钼矿,二者含量较低,且与脉石矿物紧密镶嵌。对该矿石进行了磨选工艺技术条件研究,结果表明采用"粗磨-铜钼混合浮选-混合精矿再磨-铜钼分离"的工艺流程,获得铜精矿品位Cu25.32%、铜回收率89.04%;钼精矿品位Mo 8.52%、钼回收率为84.35%。     

内蒙某铜镍矿选矿试验研究

针对内蒙某铜镍矿矿物嵌布粒度粗细不均匀、含镍较高的性质,采用组合抑制剂Y-5,以达到较好的铜镍分离效果。一段磨矿-0.074mm占70%,石灰与硫化钠为调整剂,丁基黄药与Z-200为捕收剂进行铜粗、扫选。铜粗精矿再磨至-0.045mm占86%,添加Y-5进行铜精选,获得了较理想指标:铜精矿品位30.26%,回收率88.10%,铜精矿含镍0.89%;镍精矿品位4.89%,回收率98.89%,镍精矿含铜0.25%。     

某低品位铜钼矿石铜钼优先浮选试验

某低品位斑岩型铜钼矿石铜、钼品位分别为0. 50%、0. 029%,73. 85%的铜以原生硫化铜的形式存在,辉钼矿中的钼占总钼的96. 26%。为回收利用矿石中的铜、钼,经对比试验,确定选择铜钼优先浮选流程进行选矿试验。结果表明,在磨矿细度-0. 074 mm 75%条件下,以石灰为pH调整剂、BK404为捕收剂、BK202为起泡剂,原矿经1粗2扫—再磨(-0. 045 mm 89%)—4精、中矿顺序返回全流程闭路浮选,可获得铜品位22. 45%、铜回收率87. 29%、钼含量1. 69%的铜钼混合精矿,相比2粗1扫—粗精矿再磨(-0. 038 mm 89%)—4精2扫、中矿集中返回全流程闭路浮选,铜回收率高8. 06个百分点,优势比较明显,实现了矿石中铜钼的有效富集回收。     

某微细嵌布铜矿的选矿试验研究

针对陕西某微细粒嵌布铜矿的矿石性质,进行了磨矿细度、捕收剂、调整剂、浮选精矿再磨等研究。结果表明:采用磨矿-优先选铜-铜粗精矿再磨-铜精选-铜扫选尾矿选硫工艺,可获得铜精矿品位Cu16.94%,铜回收率80.89%;硫精矿品位S 36.77%,硫回收率78.85%的选别指标。      

某低品位铜铅锌多金属硫化矿选矿工艺研究

某低品位铜铅锌多金属硫化矿的原矿品位分别为Cu 0.47%、Pb 1.236%和Zn 0.891%。矿石中铜铅锌有用矿物的嵌布粒度较细且共生关系较复杂。试验着重探讨了磨矿细度、浮选捕收剂和调整剂的优化,在解决矿物有效解离的前提下,提高铜铅锌浮选分离的选择性。当原矿磨矿细度为-0.074mm占80%时,采用乙硫氮作捕收剂,石灰、硫酸锌和亚硫酸钠作调整剂,粗选获得的铜铅混合粗精矿再磨至-0.043mm占81.31%后,经两次精选获得铜铅混合精矿。铜铅混合精矿采用活性炭脱药,亚硫酸钠和CMC组合抑铅,Z200浮选铜,实现了铜铅分离。铜铅混合浮选尾矿,采用硫酸铜活化,丁基黄药作捕收剂,浮选获得锌精矿。最终浮选指标为:铜精矿的铜品位27.26%,铜回收率80.62%;铅精矿的铅品位59.35%,铅回收率85.20%;锌精矿的锌品位41.14%,锌回收率为82.74%。为该低品位铜铅锌多金属硫化矿资源的开发利用提供了可行的技术方案。     

硫精矿立磨再磨再选回收铜试验研究

为提高大宝山铜矿铜回收率, 针对硫精矿中铜品位低(0.31%)、嵌布关系复杂的特点, 采用DY-1为铜捕收剂、石灰为黄铁矿抑制剂、2^#油为起泡剂, 进行了硫精矿立磨再磨再选试验研究。在优化的工艺条件下, 可获得可市售的铜精矿产品。开路试验铜精矿平均产率1.07%、平均Cu品位13.19%、Cu回收率45.68%, 硫精矿硫平均品位41.20%、硫回收率84.65%。由计算机模拟计算得到闭路流程铜精矿回收率为67.28%, 品位13.19%。     

新疆某高硫铜锌矿选矿试验

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。     

安徽某铜硫矿选矿工艺优化试验研究

安徽某铜硫矿现场选矿工艺为"铜硫等可浮出快铜-中矿再磨-铜硫分离",得到的硫精矿产品品位不够理想,仅为41.43%,离要求的48%差距较大。针对这一情况,本文开展了选矿工艺试验研究,针对含Cu 0.85%、S 15.23%的原矿,采用"铜硫混浮粗精矿再磨脱脉石-铜硫分离"工艺流程,闭路试验最终获得铜精矿含Cu 17.41%、S 32.44%,Cu回收率86.46%;硫精矿含Cu 0.24%、S 48.95%、Fe 44.01%,S回收率60.78%。     

赞比亚某铜钴矿选矿试验研究

以赞比亚某铜钴矿为研究对象,采用一粗-两扫-三精的混合浮选工艺得到铜钴混合精矿,混合精矿经再磨至细度为-0.038mm占82%,以石灰做抑制剂,采用一粗-一精-一扫的铜钴分离流程可获得铜品位为34.22%、回收率为92.75%的铜精矿和钴品位为1.35%、回收率为55.78%的钴精矿。本研究可以实现铜钴有效分离,为该类型铜钴矿资源的回收利用提供重要指导。     

某低品位铜钼矿选矿试验研究

某低品位铜钼矿钼品位为0.093%、铜品位为0.033%,钼、铜均主要以硫化物形式存在,氧化程度较低。针对该矿石的特点,进行了浮选试验研究。结果表明,在磨矿细度为-0.074mm占50%条件下,以柴油+CF-1为捕收剂,制定了"原矿粗磨-铜钼混合浮选-粗精矿再磨-铜钼分离"工艺流程,获得了钼精矿品位50.30%、回收率84.50%,铜精矿品位17.53%、回收率59.75%的分选指标,试验结果可以为该矿石经济开发利用提供技术依据。     

江西某铜硫矿石浮选工艺研究

江西某大型铅锌矿山在深部接替资源勘查中探获了资源量达到中型规模以上的铜硫矿石资源。为了合理开发利用该矿石资源,在矿石性质研究和探索试验基础上,采用铜硫混合浮选-铜硫分离浮选工艺对其进行了选矿试验。试验结果表明：原矿磨至-0.074 mm占75%后以石灰为pH调整剂、丁黄药为捕收剂、2号油为起泡剂进行1粗2扫混合浮选,所获混合精矿再磨至-0.038 mm占80%后以石灰为pH调整剂、LP-01为捕收剂进行1粗2精2扫抑硫浮铜分离浮选,可获得铜品位为14.22%、铜回收率为87.58%的铜精矿和硫品位为34.01%、硫回收率为80.84%的硫精矿,从而使矿石中的铜、硫得到较好的综合回收。     

铁多金属矿综合回收铁铜硫选矿工艺研究

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。     

江西某铜选矿厂选铜工艺优化

江西某大型铜矿山受入选矿石嵌布粒度变细、嵌布关系变复杂、铜氧化率升高的影响,选矿生产指标不断下滑。为解决现场工艺流程的不适应问题,按较粗磨矿细度下部分优先浮铜-铜硫浮选-铜硫混合产品再磨后分离流程进行了选矿试验。结果表明,在一段磨矿细度为-0.074 mm占68%的情况下,采用1粗1精快速优先浮铜、1粗1扫铜硫混浮、优先浮铜中矿与混浮粗精矿合并再磨至-0.074 mm占98.07%后,再1粗1精1扫铜硫分离、铜硫分离中矿集中返回再磨的闭路流程处理该矿石,最终获得了铜品位为22.79%、铜回收率为86.04%的铜精矿,以及硫品位为43.86%、回收率为58.73%的硫精矿。该铜精矿品位和回收率较现场生产指标分别提高了1.46、3.60个百分点,指标改善显著。     

新疆某高硫铜锌矿选矿试验

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。     

某高硫铜硫矿石低碱度浮选试验研究

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。     

云南东川某高锌难选铜锌硫化矿石选矿试验研究

云南东川某铜锌硫化矿石Cu品位为0.64%、Zn品位为6.21%,主要脉石矿物有石英、绢云母、方解石等,且矿石中的矿物多数都构成连生体,给铜锌分离造成困难。对该矿石采用抑锌浮铜的优先浮选工艺流程。在磨矿细度为-0.074 mm占80%条件下,用石灰调节pH,铜粗选用硫酸锌和焦亚硫酸钠组合抑制闪锌矿,Z-200为捕收剂;锌粗选以硫酸铜为活化剂,异丁基黄药为捕收剂;铜和锌均采用“一次粗选一次扫选两次精选”的工艺流程,其中,铜粗精矿需再磨至细度为-0.038 mm占90%,铜第一次精选尾矿需进行扫选。最终,经闭路流程试验获得Cu品位27.87%、Cu回收率75.17%的铜精矿和Zn品位49.23%、Zn回收率94.48%的锌精矿,铜精矿含锌5.41%,锌精矿含铜1.03%,铜锌互含较低,实现了铜锌分离。      

高硫铜锌矿的混合浮选-再磨脱硫及铜锌分离

对高硫铜锌矿采用粗磨后混合浮选具有回收率高成本低的优势,但混合粗精矿的铜-锌-硫分离一直是金属选矿重点和难点。本文针对云南思茅地区高硫铜锌矿,含Cu3.03%、Zn3 .90%、S 27.44%,采用“混合浮选-再磨脱硫-铜锌分离”工艺,研究了再磨细度、药剂用量等因素对混合浮选和铜-锌-硫分离的影响。混合浮选抛尾量为37.61%,混合粗精矿Cu回收率96.34%,Zn回收率98.37%,S回收率98.87%。当粗精矿再磨细度-38μm 90%时脱硫,获得硫铁精矿含S 45.74%,S回收率74.43%,铜锌分离闭路试验获得铜精矿含Cu 24.01%,Cu回收率86.76%,锌精矿含Zn52.30%,Zn回收率87.12%。表明对高硫铜锌矿采用 “混合浮选-再磨脱硫-铜锌分离”工艺可实现各矿物较彻底分离。     

某铜钼矿石的选矿试验研究

对某铜钼矿石进行了选矿试验研究。采用铜钼混选, 铜钼混合粗精矿经一段再磨、铜钼一粗三精分离的浮选工艺流程, 以石灰为调整剂, 煤油为捕收剂混合浮选铜钼, QN为铜矿物抑制剂, 进行铜钼分离, 获得了钼精矿钼品位为48.12%、钼回收率为87.93%, 铜精矿铜品位为13.19%、铜回收率为87.16%。     

混合粗精矿的分步脱硫及铜锌分离

铜锌硫化矿粗磨后混合浮选具有回收率高和成本低的优势,但混合精矿面临铜锌硫分离的难题。云南思茅地区的铜锌硫混合粗精矿,其细度为-74μm含量75%;Cu,2.56%;Zn,5.23%;S,37.21%。采用混合粗精矿再磨-分步降硫-铜锌分离工艺,研究了再磨细度、药剂用量等因素对铜、锌矿物和硫矿物分离效果的影响。当粗精矿再磨细度为-38μm含量90%时,闭路试验获得品位和回收率均较高的铜精矿、锌精矿和硫精矿产品,铜精矿含Cu 20.42%,Cu回收率82.47%;锌精矿含Zn 45.07%,Zn回收率83.88%;硫精矿含S 38.40%,S回收率81.78%。说明对混合精矿先分步脱硫,再铜锌分离可实现各矿物较彻底的分离。本研究可为混合粗精矿的高效浮选分离提供一定的参考。     

高硫铜锌矿的全混浮—再磨脱硫及铜锌分离

对高硫铜锌矿采用粗磨后混合浮选流程,该流程具有回收率高、成本低的优势,但混合粗精矿的铜-锌-硫分离一直是金属选矿的重点和难点。针对云南思茅地区高硫铜锌矿,含Cu 3.03%、Zn 3.90%、S 27.44%,采用"全混浮—再磨脱硫—铜锌分离"工艺,研究了再磨细度、药剂用量等因素对混合浮选和铜-锌-硫分离的影响。混合浮选抛尾量为37.61%,混合粗精矿Cu回收率96.34%,Zn回收率98.37%,S回收率98.87%。当粗精矿再磨细度-38μm占90%时脱硫,获得硫铁精矿含S 45.74%,S回收率74.43%;铜锌分离闭路试验获得的铜精矿含Cu 24.01%,Cu回收率86.76%;锌精矿含Zn 52.30%,Zn回收率87.12%。结果表明对高硫铜锌矿采用全混浮—再磨脱硫—铜锌分离工艺可实现各矿物较彻底分离。