某氰化尾矿中金铜铅铁的综合回收试验研究

云南某矿氰化尾矿中含有金铜铅铁等有价元素。为了充分利用矿产资源,对该氰化尾矿进行了选矿综合回收试验研究。试验结果表明：通过提高磨矿细度和延长浸出时间,氰化尾矿金品位由0.83 g/t可以降至0.35 g/t;采用异戊基黄药和环烷酸皂混合捕收剂选铅,可得到品位和回收率分别为46.83%和35.15%的铅精矿;采用CL-5消除矿浆中游离氰以及铅浮选残留药剂对铜浮选的影响,活化剂AS-2和Na2S活化铜,混合黄药T820、F-1黑药和C5-9羟肟酸作混合捕收剂选铜,可得到品位和回收率分别为17.72%和53.33%的铜精矿;磁选回收铁矿物,先弱磁后强磁,可以得到品位64%和51%两种铁精矿。     

新疆某铅锌矿选矿工艺试验研究

新疆某硫化铅锌矿含铅品位为3.86%,含锌品位为2.14%,铅锌矿物在矿石中共生紧密、嵌布复杂。试验采用"优先浮选铅——铅尾矿选锌"的试验流程:在磨矿细度-0.074mm占75%的条件下,以石灰作为pH调整剂和黄铁矿的抑制剂、以硫酸锌作为锌抑制剂、以丁基黄药作为捕收剂、松醇油作为起泡剂,经"一粗三精一扫"选铅;选铅所得尾矿作为选锌给矿,经石灰调整pH、硫酸铜活化、丁基黄药作为捕收剂、松醇油作为起泡剂,经"一粗三精一扫"的流程选锌。最终通过全闭路浮选试验获得了铅品位为66%、回收率为89.20%、含银1048.90g/t的铅精矿和锌品位为47.93%、回收率为81.27%的锌精矿。     

某低品位伴生银铅锌多金属矿选矿工艺试验研究

针对某低品位伴生银铅锌多金属硫化矿选别指标低、药剂制度不合理等问题,在分析原矿组成和矿石性质配矿的基础上,开展了一系列实验室选矿条件试验,确定了抑锌浮铅的优先浮选流程。将丁铵黑药和丁基黄药按照1∶1的配比组成组合药剂作为铅的捕收剂,Na2S为硫诱导剂,CaO和Na2CO3为黄铁矿及磁铁矿的抑制剂,ZnSO4和CuSO4分别为锌的抑制剂及活化剂,丁基黄药为锌的捕收剂。通过两粗三精三扫的浮选闭路试验,可获得铅精矿铅品位为60.29%,回收率为92.02%,其中含银826.13×10-6,银的回收率为72.75%;锌精矿锌品位为48.32%,回收率为92.30%,其中含银61.71×10-6,银的回收率为19.19%,说明该工艺浮选指标良好,对此类矿石的选别具有指导意义。     

氰化尾渣综合回收试验研究

辽宁某氰化尾渣金品位2.01 g/t,银品位36.23 g/t,铜、铅、锌品位分别为0.33%、1.91%、3.01%。针对该氰化尾渣进行铜铅锌混合浮选试验及优先选铅—尾矿选锌浮选试验。铜铅锌混合浮选试验可获得金品位13.72 g/t、银品位281.70 g/t、铜品位3.63%、铅品位16.01%、锌品位36.92%,金、银、铜、铅、锌回收率分别为50.09%、57.22%、80.69%、61.33%、90.88%的混合精矿;优先选铅—尾矿选锌浮选试验可获得铅品位48.95%、铅回收率52.29%的铅精矿,锌品位43.21%、锌回收率89.45%的锌精矿,铅精矿中金、银、铜品位分别为54.02 g/t、891.42 g/t、5.92%,锌精矿中金、银、铜品位分别为2.43 g/t、134.79 g/t、2.19%,总金、总银、总铜回收率分别为62.39%、73.43%、77.76%。选别指标良好,为该类氰化尾渣资源的综合回收利用提供了参考依据。     

青海某铜铅锌多金属矿选矿工艺研究

针对青海某铜铅锌多金属矿,进行了不同类型捕收剂对铜铅锌浮选分离影响的试验,重点考察了新型捕收剂4037B、P5100C、QBSC的选别效果。结果表明：P5100C和QBSC更有利于铜、铅分离,在最佳条件下,采用铜快速浮选—铜铅混选—铜铅再磨分离—锌浮选流程,获得铜品位35.56%、铜回收率75.23%的铜精矿;铅品位45.02%、铅回收率71.92%的铅精矿;锌品位41.49%、锌回收率72.58%的锌精矿;含铜20.14%、含铅8.90%、含锌28.38%,铜回收率11.93%、铅回收率6.77%、锌回收率11.81%的混合精矿。全流程铜总回收率97.94%,铅总回收率96.62%,锌总回收率92.64%。     

某氰化尾渣综合回收铜铅选矿试验研究

采用混合浮选工艺对氰化尾渣中铜、铅进行了综合回收。试验结果表明:采用石灰作为调整剂、硫酸铜作为活化剂、丁基黄药+丁铵黑药作为捕收剂,在一次粗选、两次扫选、四次精选混合浮选闭路工艺流程下,可获得铜、铅、金、银品位分别为18.50%、9.67%、19.41 g/t和850.22 g/t,回收率分别为85.02%、58.38%、33.67%和69.19%的铜铅混合精矿。铜铅混合精矿采用浮铅抑铜工艺可获得铅品位为68.40%的铅精矿和铜品位为20.38%的铜精矿,试验指标较为理想,实现了二次资源的综合利用。     

新疆某半氧化银铜矿选矿试验研究

对新疆某氧化银铜矿石进行选别试验,研究确定该氧化银铜矿选别流程为一粗二扫三精;选别的最佳条件为:磨矿细度91.2%;硫酸铜150g/t;混合捕收剂丁基黄药与丁胺黑药,用量分别为80g/t和75g/t;2#油用量14g/t。银铜混合精矿铜品位4.21%、回收率95.89%,银品位为11662.79克/吨、回收率为94.5%。     

内蒙古某全泥氰化尾渣的强化浮选

对内蒙古某全泥氰化尾渣进行了强化浮选试验研究。其结果表明:采用硫酸作为调整剂(矿浆p H值5.5)、WH-1作为活化剂、丁基黄药+丁铵黑药作为捕收剂,经一次粗选、二次精选、二次扫选浮选流程,可获得铜品位5.67%、回收率85.37%,铅品位5.31%、回收率64.90%,锌品位10.95%、回收率82.66%的混合精矿,主要目的矿物均获得较好的富集,为后续铜、铅、锌、硫的浮选分离创造了有利的条件。     

微细粒嵌布铜铅锌多金属矿的浮选研究

对某微细粒嵌布复杂铜铅锌多金属矿进行了详尽的工艺矿物学和选矿工艺研究。采用铜铅锌顺序优先浮选,通过新型捕收剂BK905和起泡剂BK204配合使用及添加硫酸锌、亚硫酸钠抑制铅、锌进行铜的浮选;通过添加新型锌抑制剂VA6、新型铅捕收剂BK906和乙硫氮的配合使用以达到提高铅品位和回收率的目的;该矿石中铅的嵌布粒度细,将铅粗精进行再磨,考察了不同的再磨磨矿细度条件下铅粗精矿的品位和回收率,探讨进一步提高铅精矿品位的可能性;浮铅尾矿选锌,得到合格的锌精矿。结果表明,新型捕收剂BK905和起泡剂BK204配合使用,对铜矿物浮选具有优越性,和Z-200相比,其在保证铜回收率的同时,可以减少铜粗精矿中铅、锌等矿物的含量;选铅时加入新型抑制剂VA6可以抑制铅粗精中的锌等矿物,可以进一步提高铅精矿的品质;将铅粗精矿进行再磨至-0.038 mm 92%时,铅粗精再磨精选一次后得到的铅精矿品位为29.52%,回收率为73.21%。闭路试验结果为铜精矿品位18.34%,回收率81.08%;铅精矿品位58.09%,铅回收率为83.70%;锌精矿品位51.96%,锌回收率87.89%。     

新型捕收剂浮选辉长岩型钛铁矿试验

采用新型捕收剂SF对攀西某辉长岩型钛铁矿进行浮选试验,探索了捕收剂用量、pH调整剂用量、抑制剂种类选择及用量对钛铁矿浮选分离效果的影响,进行了钛铁矿浮选开路、闭路试验。结果表明,采用新型捕收剂SF,通过"一粗两扫四精"浮选流程可有效分离原矿中的钛铁矿和脉石矿物,获得TiO_2品位为48.06%、回收率为86.36%的钛精矿。捕收剂SF用量少、成本低,可实现辉长岩型钛铁矿的有效选别。     

某铅锌矿铜铅分离试验研究

某铅锌矿山铜铅混合精矿采用活性炭再磨脱药,重铬酸盐抑制铅矿物进行铜铅分离,工艺指标差且重铬酸盐对环境污染严重。本试验采用硫化钠+活性炭进行脱药,并采用环保有机高分子化合物ZJ201为方铅矿抑制剂对铜铅混合精矿进行处理,经"一粗三精一扫"浮选,可得到铜精矿铜品位31.80%、铜回收率88.12%,铅精矿铅品位45.17%,铅回收率99.18%的两种精矿,有效完成了铜铅分离。     

河南某含金银硫化铜矿选矿试验研究

对河南某含金银硫化铜矿开展了工艺矿物学和选矿试验研究。结果表明：矿石中主要有用元素铜含量为0.82%,伴生的有益组分为硫、金和银,主要有用金属矿物为黄铜矿、辉铜矿和黄铁矿,脉石矿物主要为石英。试验以新型药剂TB1021为铜硫分离捕收剂,采用混合浮选—铜硫分离工艺获得铜精矿和硫精矿,硫精矿再经摇床重选回收部分微细粒铜精矿。混合浮选采用丁基黄药和丁铵黑药组合捕收剂,总药剂用量为120 g/t,采用一粗两精三扫工艺流程;铜硫分离浮选采用新型捕收剂TB1021,采用一粗三精三扫工艺流程。最终获得铜品位为15.21%、铜回收率为80.13%,金品位为3.02 g/t、金回收率为66.51%,银品位为160.43 g/t、银回收率为41.82%的铜精矿,以及硫品位为49.13%、回收率为54.34%的硫精矿。     

云南某低品位高碳锑矿的浮选试验研究

云南某锑矿石中碳的含量为10.85%,属于高碳难选锑矿石。针对该低品位高碳锑矿进行了浮选试验研究,结果表明:在磨矿细度-0.074 mm占70%的条件下,以柴油为捕收剂、2号油为起泡剂,经一粗一精一扫闭路流程,进行了预选脱碳浮选试验,获得了碳精矿中锑的品位为2.02%,回收率为1.51%;对碳浮选尾矿中的锑进行选矿回收,以硝酸铅为活化剂、丁基黄药为捕收剂、2号油为起泡剂,经一粗两精两扫闭路流程,试验最终获得了锑品位为26.97%,回收率为85.28%的良好指标。     

某难选氧化铜矿石选矿试验研究

某氧化铜矿石氧化率高达59.14%,其中的硫化铜以次生为主,难以选别。采用一粗—三精—三扫浮选流程,先选硫化铜后选氧化铜,药剂制度复杂,难以管理,选别指标较低,铜回收率仅80.25%,且矿石中的金没有得到有效回收。研究了采用硫化浮选工艺分选矿石,获得铜金混合精矿,其中铜品位19.27%,铜回收率89.32%,金品位58.64g/t,金回收率86.11%。分选指标较为理想。     

某氧化铜矿石选矿试验研究

某氧化铜矿石铜品位为1.24%,自由氧化铜分布率占93.65%。针对该矿石性质,进行了浮选工艺研究,考察了磨矿细度、药剂用量等工艺条件对选别指标的影响。结果表明:在磨矿细度-0.074 mm占70%,硫化钠和硫酸铵作为硫化剂,异戊基黄药和苯甲基羟戊酸作为捕收剂的条件下,原矿经两次粗选、两次精选、两次扫选浮选流程,中矿集中再选,获得铜品位30.11%、铜回收率89.79%,银品位954.90 g/t、银回收率91.46%的良好选别指标。     

河南某低品位铁铜矿综合回收试验研究

河南某铁铜矿属矽卡岩型铁铜矿石类型，矿物组成比较简单，主要金属矿物为磁铁矿，其次为黄铜矿、黄铁矿、少量赤褐铁矿。铜矿优先浮选试验控制磨矿细度为-0.074 mm粒级占70%,以石灰作pH值调整剂和黄铁矿抑制剂，石灰用量1 500～2 000 g/t,脉石矿物抑制剂水玻璃用量为1 500 g/t,捕收剂丁铵黑药用量为50g/t,进行条件试验。经两粗三精两扫闭路流程试验，获得铜品位16.37%,铜回收率77.69%的合格精矿，实现低品位铜矿的有效回收。选铜尾矿进行磁选，经一次粗选，粗精矿再磨精选，获得铁品位65.50%,含硫0.13%,铁回收率53.53%的二级合格铁精矿。实现铁和低品位铜综合回收利用。     

刚果金某含碳硫氧混合铜矿石浮选试验

刚果金某含碳硫氧混合铜矿铜品位1.27%,矿石氧化率25.98%,选别过程中存在药剂消耗量高、易泥化、选别指标低等问题。为实现该混合铜矿资源的高效利用,对其开展浮选试验研究。研究结果表明：在硫氢化钠用量为460 g/t、丁基黄药用量为190 g/t、Z200用量为120 g/t、2号油用量为180 g/t的条件下,采用两粗两扫三精的混合浮选工艺流程,可获得铜品位17.10%、铜回收率80.76%的铜精矿。     

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。     

某难选铜硫矿选矿新工艺研究

针对某难选铜硫矿性质,进行优先浮铜,铜粗精矿再磨,铜尾矿选硫的选别工艺,以乙黄药+JQ-1为高效组合捕收剂,新型抑制剂KT-2为铜硫分离抑制剂,采用优先选铜-粗铜精矿再磨-选铜尾矿选硫的选矿工艺流程,进行铜硫浮选试验,最终获得铜品位为22.45%、回收率为86.09%的铜精矿和硫含量为30.35%、回收率为66.29%的硫精矿,实现了铜硫的分离及铜硫的综合回收。     

采用反浮选降低强磁选精矿中SiO2含量的试验研究

通过对某强磁选精矿采用胺类阳离子捕收剂进行反浮选降硅试验。在磨矿细度达到-300目90％时，经过一粗一精一扫三段浮选流程选别，可以获得精矿铁品位62．02％、铁回收率86．77％、SiO2含量9．23％的理想选别指标，降硅效果明显。