铜绿山铜铁矿深部矿石中铜的可选性研究

为解决铜绿山铜铁矿进入井下深部开采后因矿石性质变化造成的选矿指标恶化问题,在工艺矿物学研究基础上,对该矿深部矿石进行了铜的可选性试验。试验结果表明:将磨矿细度从目前现场生产所采用的-0.074 mm占63%~70%提高到-0.074 mm占85.9%,采用异步浮选流程,以单一丁黄药作捕收剂,可获得含铜22.85%,含金14.27 g/t,含银85.69 g/t的铜精矿,相应的铜、金、银回收率分别为93.72%,94.83%,82.34%,而以丁黄药+丁胺黑药组合药剂作捕收剂,可使铜、金、银的回收率提高1~2个百分点,但铜、金、银品位略有降低。     

某含泥高硫混合铜矿选矿试验研究

该矿石含泥量较高,黄铜矿与黄铁矿致密共生,原矿铜品位为0.99%,硫品位为18.32%。试验采用原矿洗矿—铜硫混合浮选—混合精矿再磨分离的原则流程。磨矿至-0.074 mm粒级含量占56%进行铜硫混选,混合精矿再磨矿至-0.074 mm粒级含量占90%进行铜硫分离。通过考察药剂制度对浮选的影响采用硫化钠400 g/t,丁基黄药∶丁基铵黑药(4∶1)80 g/t,松醇油35 g/t,石灰为1500 g/t,获得品位为15.95%、回收率为88.23%的铜精矿和品位为32.13%、回收率为69.84%的硫精矿。对同类别含泥高硫混合铜矿选矿具有一定指导意义。     

云南某低品位铜矿石中伴生金的强化回收

云南某低品位铜矿石铜、金品位分别为0.35%、0.114 g/t,现场以丁基黄药为捕收剂,在磨矿细度为-0.075 mm占74.30%的条件下浮选选铜,并使金在铜精矿中富集,获得的铜精矿铜金回收率分别为91.60%和45.70%。为提高金的回收效果,以现场工艺流程为基础,以提高金回收率为主要目标进行了浮选选铜试验。结果表明,在磨矿细度为-0.075 mm占80%的情况下,以Z-200+丁铵黑药为捕收剂,730A为起泡剂,采用1粗3精2扫、中矿顺序返回的闭路试验流程回收铜和金,最终获得的铜精矿铜品位为22.48%、含金4.53 g/t、铜回收率为92.85%、金回收率为56.30%。可见,以Z-200+丁铵黑药为捕收剂,不仅能显著提高铜精矿金回收率10.60个百分点,而且能小幅提高铜回收率1.25个百分点。     

某铜银矿浮选试验研究

某铜银矿矿石中有用组分铜含量低,伴生贵金属银含量较高,矿石成分较复杂,金属分布不均匀,含泥较高,氧化铜嵌布粒度较细,属难选氧化铜矿。试验研究了不同磨矿细度、药剂用量和工艺流程条件下的分选效果,结果表明:硫化矿、氧化矿混合浮选铜银矿药剂简单而且指标良好;当原矿磨矿细度达到-0.075mm占90.77%时,相对入选原矿量,在调整剂水玻璃用量500g/t、石灰用量500g/t、硫化剂硫化钠用量300g/t、捕收剂Y89黄药用量100g/t、戊基黄药用量100g/t、丁铵黑药用量80g/t、Z-200用量20g/t的条件下,采用"硫氧混浮一粗三扫三精"浮选流程,闭路试验得到的铜精矿品位为26.89%,铜回收率为89.39%;银精矿品位为2 320.30g/t,银回收率为88.35%。     

河南某复杂铜铅锌金银多金属矿综合回收 工艺研究

河南某铜铅锌复杂难选多金属硫化矿石铜品位为 0.40%、铅品位为 2.92%、锌品位为 1.12%，伴生金、 银可综合回收，主要目的矿物黄铜矿、方铅矿、闪锌矿相互交错、穿插、包裹，呈密切的连生关系，分离困难。为给矿 石开发利用提供依据，采用优先浮选工艺流程进行试验。结果显示，在磨矿细度为-0.074 mm 占 75% 条件下，经 1 粗 2 精选铜，选铜尾矿 1 粗 2 精 1 扫选铅，选铅尾矿 1 粗 2 精 1 扫选锌，获得的铜精矿铜品位为 21.55%、回收率为 83.51%，金品位 149 g/t、回收率 76.22%，银品位 3 823 g/t、回收率 65.44%，铅精矿铅品位为 66.05%、回收率为 75.55%， 银品位 555 g/t、回收率 20.47%，锌精矿锌品位为 42.02%、回收率 71.28%，银品位 198.1 g/t、回收率 4.16%。     

复杂多金属氧化矿中金银回收技术研究

某复杂多金属矿含有金、银、铜、铅、锌等可供回收的金属元素,主要研究了采用浮选法回收多金属矿中的金和银。原矿含金2.40 g/t,银150.00 g/t,在磨矿细度-0.074 mm占85%及适宜的药剂条件下,针对该矿石的特殊性,试验采用强化分散矿泥,强化浮选等技术措施。在一次快速浮选、一次粗选、二次精选、二次扫选的工艺流程,获得了综合混合精矿中金的品位为27.15 g/t,回收率为50.19%,银的品位为2181.66 g/t,回收率为60.42%的浮选指标。     

云南某含银铜矿石浮选试验

云南某含银铜矿石铜品位为0.78%,银品位为70.27 g/t,硫品位为19.83%。为了高效开发利用该矿石资源,在工艺矿物学研究的基础上进行了浮选试验研究。结果表明：①矿石中的铜主要以黄铜矿的形式存在,嵌布粒度粗细变化较大,以中粗粒为主,主要粒度为1～0.01 mm,80%以上分布在0.45～0.019 mm粒级;黝铜矿嵌布粒度微细,85%以上分布在-0.037 mm粒级;银主要赋存在黝铜矿中;硫主要以黄铁矿的形式存在。②矿石在磨矿细度为-0.074 mm占80.3%情况下采用2粗1扫流程混浮铜硫,铜硫混合精矿在磨矿细度为-0.037 mm占73.8%情况下1粗2精1扫流程分离铜硫,可获得铜品位为22.37%、铜回收率为90.28%、含银1 221.51 g/t、银回收率为54.72%的铜精矿,以及硫品位为41.86%、硫回收率为90.12%、含银55.75 g/t、银回收率为33.87%的硫精矿,较好地实现了铜、硫、银的分离与富集。     

青海某低品位复杂难选铅锌矿石选矿试验

为了确定青海某低品位复杂难选铅锌矿石的选矿工艺,在工艺矿物学研究的基础上进行了选矿试验研究。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占75%的情况下,采用铜铅混合浮选—混合精矿铜铅硫分离—铜铅混浮尾矿浮选选锌流程处理矿石,可获得铜品位为14.20%、含金26.77g/t、含银466.40 g/t、铜回收率为16.55%的铜精矿,铅品位41.22%、含银63.60 g/t、铅回收率为69.92%、银回收率为16.84%的铅精矿,锌品位为40.96%、含银53.40g/t、锌回收率为67.04%、银回收率为23.13%的锌精矿,以及硫品位为38.41%、含金13.92 g/t、含银163.90 g/t、硫回收率为14.16%、金回收率为23.71%、银回收率为15.92%的硫精矿。     

青海某铜矿选矿工艺优化试验

青海某铜矿石中黄铜矿与磁黄铁矿、黄铁矿密切共生,铜硫分离困难,为提高铜及伴生金银的综合回收水平,进行了浮选工艺优化试验。结果表明,在磨矿细度-0.074mm含量占70%、矿浆浓度为30%、捕收剂XKP-01用量为150g/t、石灰用量为1500g/t、2#油用量为23g/t的条件下,经1粗3精2扫的闭路浮选流程,可获得铜、金、银品位分别为20.94%、1.35g/t、357.47g/t,回收率分别为93.46%、22.27%、68.67%的铜精矿。相比以D12+A6为捕收剂的现场生产工艺流程,石灰用量减少了1/4,铜、金、银回收率分别提高了6.86,6.47,31.27个百分点,在保证精矿铜品位的前提下强化了伴生金、银的综合回收。     

某氧硫混合多金属矿铜铅分离研究

本论文针对某复杂氧硫混合多金属矿石进行了选矿实验,原矿含Cu 3.66％,Pb 1.78％,Au 0.99 g/t,Ag 75.34 g/t,且铜、铅均以硫化、氧化两种形式存在,这为铜、铅的回收造成了一定的困难.本研究在磨矿细度90％ -0.074 mm的条件下,经一次粗选一次扫选的浮选流程,分别得到氧化铜铅混合精矿及硫化铜铅混合精矿后,将所得的混合精矿分别进行处理以实现铜铅分离.硫化铜铅混合精矿采用一粗三精两扫的浮选流程,以Z-200为捕收剂,Na2SO3+CMC+水玻璃作为组合抑制剂,得到的铜精矿品位24.61％,回收率68.65％,铜精矿含铅4.60％,金6.29 g/t,银376.29 g/t,所得铅精矿品位51.98％,回收率42.34％,其中铅精矿含铜5.04％,金3.1 g/t,银106.89 g/t的浮选指标.将氧化铜铅混合精矿采用氨浸法浸出铜,在浸出剂浓度2.5 mol/L,液固比2:1的条件下,浸出3h后,铜的浸出率达53.5％.     

含银铜硫矿石优先浮选与混合浮选工艺对比试验

对某含银铜硫矿石进行了优先浮选与混合浮选工艺试验研究。结果显示,在磨矿细度-0.074mm占90%条件下,采用"一次粗选—两次精选—两次扫选"的优先浮铜工艺,可获得铜品位20.17%、回收率98.41%,银品位277.9g/t、回收率92.38%的铜精矿;经"一次粗选—两次精选—两次扫选"选硫,获得硫品位37.11%、硫回收率43.76%的硫精矿。在磨矿细度-0.074mm占80%条件下,采用"一次粗选—三次精选—两次扫选"的铜硫混合浮选和"一次粗选-一次精选-一次扫选"铜硫分离工艺,获得铜品位20.03%、回收率93.37%,银品位259.5g/t、回收率82.41%的铜精矿;硫精矿硫品位32.34%、硫回收率26.01%。优先浮选精矿铜、银品位及回收率均高于混合选浮工艺,且优先浮选工艺过程稳定可靠,药剂制度简单,适合生产,对类似含银铜硫矿石工艺流程的选择具有重要参考价值。     

安徽某硫化铜锌矿石选矿试验

安徽某硫化铜锌矿石中的主要有用元素为锌、铜,金、银、硫具有综合回收价值。为了确定该矿石的选矿工艺,采用铜优先浮选—铜粗精矿再磨再选—选铜尾矿依次选锌硫的工艺流程进行了矿石选矿试验。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占80%情况下进行1次铜粗选,粗精矿再磨至-0.043 mm占93.6%情况下进行2次精选,铜粗选尾矿2次扫选选铜、1粗2精2扫选锌、1粗1精1扫选硫,可获得铜品位为24.80%、铜回收率为80.81%,金、银含量分别22.00 g/t、169.20 g/t,金、银回收率分别为70.97%、63.65%的铜精矿,锌品位为45.48%、锌回收率为87.16%的锌精矿,硫品位为42.80%、硫回收率为59.19%的硫精矿。     

从含碲金矿中综合回收金、银、碲的试验研究

对河南某含碲金矿石进行了尼尔森重选单因素试验和重选尾矿再浮选试验。在磨矿细度-0.074 mm粒级占60%、给矿浓度25%、离心力强度50g、给矿速度900 g/min条件下获得重选精矿,在磨矿细度-0.074 mm粒级占70%、矿浆pH值为8、捕收剂异戊基黄药用量120 g/t条件下对重选尾矿进行一粗一扫浮选,重选和浮选的合并精矿金、银、碲品位分别为32.88 g/t、39.94 g/t和94.35 g/t,金、银、碲总回收率达到了89.97%、86.48%和81.29%,实现了金、银、碲的有效回收。     

云南腾冲某极难选铜矿选矿试验

对云南腾冲某极难选铜矿石进行了一系列的选矿试验。结果表明,该矿石为高氧化率、高结合率、高含泥的极难处理混合铜矿石。当磨矿细度为-0.074 mm占90%,以新研制的GN-09为调整剂,硫酸铵、乙二胺磷酸盐和Na2S为活化剂,异戊基黄药+丁胺黑药为捕收剂,采用1粗3精2扫流程处理,可获得铜品位为8.32%、含金4.80 g/t、含银341.90 g/t,铜、金、银回收率分别为46.17%、67.51%、43.92%的初级铜精矿。     

从莱山金矿浮选回收金的研究

采用常规的硫化浮选工艺,从含金的氧化矿中回收金.研究了磨矿细度、硫化钠、碳酸钠、丁基黄药及丁基铵黑药用量对回收金的影响.结果表明,过量的硫化钠对金有抑制作用,采用丁基黄药和丁基铵黑药混合捕收剂能提高金的回收率.在磨矿细度为89.52%-0.074 mm、原矿金品位为5.56 g/t的条件下,经一粗二精二扫选别.可获得金精矿品位为105.9 g/t,金回收率为85.27%的选别指标.     

河北某地低品位银锰矿选矿工艺研究

对河北某低品位银锰矿采用强磁选-浮选工艺, 试验结果表明, 在原矿含银210.8 g/t, 磨矿细度为-0.074 mm粒级占30%, 磁场强度955.4 kA/m的条件下, 获得强磁精矿含银595.7 g/t, 浮选银精矿品位7 328.0 g/t, 锰矿泥含银288.7 g/t, 总回收率81.44%, 3种精矿合起来的平均银品位为586.8 g/t, 且工艺简单, 易于工业实现。     

某含金硫化铜矿浮选试验研究

为综合回收某含金硫化铜矿中的有价金属,在矿石性质研究的基础上进行了选矿试验研究。试验结果表明:在磨矿细度-0.074 mm65%的条件下,采用铜、硫混合浮选—粗精矿再磨(-0.045 mm83%)铜、硫分离工艺,可获得铜品位达27.105%、铜回收率92.39%、含金28.52 g/t、金回收率67.67%的铜精矿,含硫达34.194%、硫回收率81.72%的硫精矿;铜、金、硫、银得到了综合回收,产品质量较好,符合矿产资源综合利用的理念。     

云南某高硫铅锌矿浮选分离工艺研究

对云南某高硫铅锌矿进行选矿实验研究。原矿铅品位2.98%、锌品位2.79%、银品位114.95 g/t,在磨矿细度为-0.074 mm 76.19%条件下,采用优先浮选工艺流程,以硫酸锌+碳酸钠作为组合抑制剂,以新型捕收剂HQ-Pb作为铅捕收剂,最终获得铅品位56.62%、银品位1915.38 g/t的铅精矿,铅回收率82.36%,银回收率73.44%;获得锌品位45.92%、银品位171.38 g/t的锌精矿,锌回收率82.29%,银回收率7.58%。      

新型捕收剂PJ-9在某硫化铜矿浮选中的应用

针对某铜矿山在高碱条件下采用丁基铵黑药进行强压强拉选铜,存在的铜回收率偏低、选矿药剂成本高等问题,在不改变现场工艺流程结构及磨矿细度的前提下,仅通过采用新型铜捕收剂PJ-9,在低碱条件下就实现了该矿山铜硫矿物的有效分离,闭路试验获得铜精矿含铜25.22%、金4.60g/t、银90.80g/t,铜回收率92.03%、金回收率39.51%、银回收率49.41%,比相同条件下采用丁基铵黑药作捕收剂时,铜精矿铜品位高2.77%、铜回收率高2.15个百分点,石灰用量减少800g/t,具有良好的工业应用前景。     

津巴布韦某铜矿石选矿试验

津巴布韦某铜矿石铜品位4.08%,主要铜矿物为黄铜矿,嵌布粒度较粗,-0.074 mm约65%,94.86%的铜以硫化铜的形式存在。为确定该矿石适宜的选矿工艺流程,采用浮选工艺对其进行选矿试验。在浮选浓度32%左右、磨矿细度-0.074 mm 52.33%、p H调整剂氧化钙用量1 000 g/t(p H=11.5)、捕收剂丁基黄药用量80 g/t、起泡剂MIBC用量21 g/t的条件下,原矿经1粗2精1扫闭路浮选流程选别,可获得产率18.67%、铜品位20.95%、回收率95.87%的铜精矿,指标较好,试验结果对该类铜矿石的高效利用具有一定的指导意义。