赞比亚谦比希西矿体铜矿优先浮选试验研究

赞比亚谦比希西矿体铜矿矿物种类多,Cu、Fe、S和Al2O3含量分别为1.69%、3.94%、1.61%和14.70%,属高铝复杂难选铜矿。为给该矿石浮选工艺确定提供依据,对西矿体矿石进行了浮选工艺研究。试验确定采用先选硫化铜矿再选氧化铜矿的优先浮选工艺流程。以水玻璃为矿浆分散剂、氧化钙为抑制剂、丁基黄药为捕收剂、2#油为起泡剂,进行硫化铜浮选,硫化铜浮选尾矿以硫化钠为活化剂、丁胺黑药+丁基黄药为混合捕收剂,进行氧化铜浮选,硫化铜与氧化铜浮选粗精矿混合后经3次精选,闭路试验可获得铜品位22.75%、铜回收率71.89%的浮选铜精矿,以及铜品位0.49%的浮选尾矿。     

云南某低品位硫氧混合铜矿浮选试验研究

云南某低品位硫氧混合铜矿铜含量为1.03%,是主要有价金属,其中硫化铜占有率为71.67%,氧化铜占有率为28.33%,二氧化硅和氧化钙含量分别为43.26%和12.66%,硅酸盐和碳酸盐是主要的脉石矿物。通过系统的试验研究,确定采用异步浮选—分段硫化工艺,先选硫化铜再选氧化铜,硫化铜浮选采用丁基黄药作为捕收剂,石灰作为精选抑制剂,氧化铜浮选采用丁基黄药+丁铵黑药作为捕收剂,硫化钠为硫化剂,CMC作为精选抑制剂。两段粗选作业均不加抑制剂保证铜回收率,精选作业加入抑制剂提高铜品位,最终可获得铜品位为18.95%,铜回收率为66.27%的硫化铜精矿和铜品位为20.11%,铜回收率为19.87%的氧化铜精矿,铜总回收率为86.14%。     

思茅某氧化铜矿选别试验研究

针对某氧化铜矿石采用一段磨矿,磨矿细度为-74μm占70%.利用硫化浮选法回收铜,丁基黄药作捕收剂,松醇油作起泡剂,采用一次粗选、两次扫选的开路流程可以获得比较满意的指标:原矿铜品位Z83%,混合精矿铜品位14.54%,混合精矿铜回收率69.17%。     

云南某铜矿石浮选试验

云南某铜矿石铜品位为2.54%、银品位为76.24 g/t,有害元素砷含量低。矿石中以游离氧化铜形式存在的铜占总铜的42.31%;以结合氧化铜形式存在的铜占总铜的10.84%,这部分铜较难回收;以原生硫化铜形式存在的铜占总铜的38.58%,这部分铜较易回收。为开发利用该矿石,对其进行了选矿试验研究。结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm占78.91%条件下,以碳酸钠为调整剂、水玻璃为脉石抑制剂、丁基黄药为捕收剂、2号油为起泡剂经1粗3精流程进行硫化铜浮选,硫化铜浮选尾矿以D²为活化剂、硫化钠+硫酸铵为调整剂、丁铵黑药+异戊基黄药为捕收剂、2号油为起泡剂经1粗3精2扫氧化铜浮选,获得了铜品位为21.16%、铜回收率为78.70%、银品位为568.35 g/t、银回收率70.38%的铜精矿,可以为该矿石资源的开发利用提供技术依据。矿石中含有10.84%的结合氧化铜是造成精矿铜回收率较低的原因。     

云南某氧化铜浮选试验研究

对云南某氧化铜矿进行浮选试验研究。原矿含Cu 1.60%,含Ag 68.20g/t,铜氧化率为93.92%,属于氧化铜矿石,原矿组成复杂,主要的铜矿物有孔雀石、蓝铜矿等,主要脉石矿物为石英、白云石。试验方案采用优选硫化铜后浮选氧化铜工艺流程,结果表明,在磨矿细度为-74μm含量65%,丁基黄药和丁基铵黑药为捕收剂,硫化钠和水玻璃为调整剂,松醇油为起泡剂的条件下,经两次粗选、一次扫选、两次精选的浮选流程获得铜精矿Cu品位26.68%,Cu回收率94.12%,Ag品位1 094.46g/t,Ag回收率94.04%的良好试验指标。     

云南某尾矿中氧化铜矿回收试验研究

云南某地区铜尾矿经预先富集后,含铜2.70%,氧化率为32.22%,属氧化铜矿。根据矿石特点,采用硫化铜与氧化铜分选工艺流程,研究结果表明,在磨矿细度-0.074 mm含量为90%、丁黄药为捕收剂、硫化钠为活化剂、水玻璃和六偏磷酸钠为抑制剂的条件下,采用三次粗选一次扫选二次精选的浮选流程获得了铜精矿品位为15.21%、回收率为83.19%的选别指标。     

极贫氰化尾渣综合回收铅铜试验研究

针对山东某极贫氰化尾渣矿石性质特点,合理利用氰离子、过量氧化钙等残留药剂对有价组分的抑制差异,采用不脱药、不加热、不洗涤的优先浮选铅—硫酸脱氰活化选铜工艺流程进行工艺条件试验研究。闭路试验结果表明:铅浮选采用丁基黄药、乙硫氮为捕收剂,经一次粗选两次扫选三次精选,可获得品位为21.07%、回收率为61.21%的铅精矿;浮铅尾矿经硫酸脱氰活化选铜,采用丁基黄药为捕收剂,经一次粗选三次扫选两次精选,可获得品位为10.75%、回收率为62.69%的铜精矿。其总尾矿可直接作为硫精矿,铜、铅精矿均可作为配矿出售,显现出良好的经济社会效益。     

某含金复杂铜硫矿石低碱度浮选工艺试验研究

某复杂含金铜硫矿石中铜、金和硫的品位分别为0.82%、1.20 g/t和11.30%,对该铜硫矿石进行详细的工艺矿物学研究,针对该矿石特点,在低碱度条件下应用铜硫优先浮选原则工艺流程。闭路试验结果 表明：在磨矿细度-74 μm占85%的条件下,以氧化钙为硫铁矿抑制剂（矿浆pH值为9~10）,Z-200为铜矿物捕收剂,经1次粗选、1次扫选和2次精选的铜浮选流程可获得铜品位为18.42%、铜回收为84.97%,含金15.52 g/t、金回收率为48.78%的铜精矿;浮铜尾矿再添加硫铁矿活化剂QH,以丁基黄药为捕收剂经1次粗选、1次扫选和2次精选的硫浮选流程可获得硫品位为45.42%、硫回收率为65.33%的硫精矿。金在铜精矿中有效富集, 在低碱度的条件下原矿实现了有价金属的综合回收。     

某含金复杂铜硫矿石低碱度浮选工艺试验研究

某复杂含金铜硫矿石中铜、金和硫的品位分别为0.82%、1.20 g/t和11.30%，对该铜硫矿石进行详细的工艺矿物学研究，针对该矿石特点，在低碱度条件下应用铜硫优先浮选原则工艺流程。闭路试验结果 表明：在磨矿细度-74 μm占85%的条件下，以氧化钙为硫铁矿抑制剂（矿浆pH值为9~10），Z-200为铜矿物捕收剂，经1次粗选、1次扫选和2次精选的铜浮选流程可获得铜品位为18.42%、铜回收为84.97%，含金15.52 g/t、金回收率为48.78%的铜精矿；浮铜尾矿再添加硫铁矿活化剂QH，以丁基黄药为捕收剂经1次粗选、1次扫选和2次精选的硫浮选流程可获得硫品位为45.42%、硫回收率为65.33%的硫精矿。金在铜精矿中有效富集， 在低碱度的条件下原矿实现了有价金属的综合回收。     

含银铜硫矿石优先浮选工艺与混合浮选工艺对比试验

在工艺矿物学研究基础上，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，经条件试验，确定了药剂制度并进行了实验室小型浮选闭路试验。试验结果显示，在磨矿细度-74μm占90%条件下，采用铜硫优先浮选工艺，经一次粗选两次精选两次扫选铜，可获得铜品位为20.17%、回收率为98.41%、银品位为277.9g/t、回收率为92.38%的铜精矿；经一次粗选两次精选两次扫选硫，获得硫品位37.11%、硫回收率43.76%的硫精矿。在磨矿细度-74μm占80%条件下，采用铜硫混合浮选工艺，经一次粗选三次精选两次扫选获得铜硫精矿，再经一次粗选一次精选一次扫选实现铜硫分离，铜精矿铜品位为20.03%、回收率为93.37%、银品位为259.5g/t、回收率为82.41%；硫精矿硫品位32.34%、硫回收率26.01%。优先浮选精矿铜、银品位及回收率高于混合浮选工艺，且优先浮选工艺过程稳定可靠，药剂制度简单，适合生产，对类似的含银铜硫矿石工艺流程的选择具有重要参考价值。     

云南迪庆氧硫混合铜矿选矿试验研究

我国氧硫混合铜矿资源丰富,对这类铜矿进行高效选矿富集具有重要意义。云南迪庆地区有大量氧硫混合铜矿,铜品位0.67%,氧化率17.37%,含铜矿物主要为黄铜矿、斑铜矿和孔雀石。采用硫化—黄药浮选法对该矿石进行选矿,分析了活化剂和捕收剂的作用机理。研究了磨矿细度、药剂制度及粗精矿再磨等对浮选指标的影响。结果表明,以石灰为抑制剂,硫化钠为氧化铜的活化剂,丁基黄药和羟肟酸为组合捕收剂,当粗磨细度-0.074mm占85.00%、粗精矿再磨细度-0.038mm占85%时,采用一次粗选、两次扫选、两次精选的浮选闭路流程,可获得铜品位18.26%、铜回收率83.93%的铜精矿。研究结果可为混合铜矿的选矿富集提供参考。     

某氧硫混合型铜矿浮选工艺研究

为了实现某氧硫混合型铜矿的高效回收,产出合格的硫化铜精矿和氧化铜精矿。根据矿石性质和浮选工艺特点,采用先浮选硫化铜矿物,然后在硫化条件下浮选氧化铜矿物的选矿原则流程。针对该流程,分别开展了硫化铜矿物和氧化铜矿物的浮选条件试验,获得了最佳工艺参数,并进行了浮选闭路试验。试验结果表明,以丁基黄药和Z-200的组合作为硫化铜物的捕收剂,以NaHS作为氧化铜矿物的硫化剂、戊基黄药作为氧化铜物的捕收剂,硫化铜矿物浮选采用一粗两扫两精的选别流程,氧化铜矿物浮选采用一粗两扫两精+两精扫的选别流程,可以获得Cu品位为22.72%、Cu回收率为64.12%的硫化铜精矿和Cu品位为25.15%,Cu回收率为20.00%的氧化铜精矿,研究结果为同类型的铜矿开发提供了数据支持和技术参考。     

云南某含金铜矿石自然pH下浮选试验研究

云南某含金铜矿石铜品位1.06%、金品位0.38 g/t、硫品位3.56%。为在回收铜的同时可以综合回收金等贵金属,在自然pH条件下进行浮选试验。结果显示:新型环保抑制剂D82在有效抑制黄铁矿的同时,还可以提高金的回收指标;在磨矿细度为-0.074 mm占75.5%条件下,以D82为抑制剂、Z-200为捕收剂,经1粗2精2扫铜浮选,浮铜尾矿以硫酸铜为活化剂、丁基黄药为捕收剂,经1粗1精1扫选硫,闭路试验得到的铜精矿铜品位46.83%、金品位14.22 g/t、铜回收率93.22%、金回收率78.96%,硫精矿硫品位58.69%、回收率75.18%。以D82为抑制剂可以在自然pH条件下实现抑硫浮铜,对伴生贵金属的硫化矿浮选具有借鉴价值。     

国外某低品位铜锌硫化矿浮选分离试验研究

国外某低品位铜锌硫化矿矿床属于矽卡岩型，为确定该矿石中有价金属开发利用的可行性，进行了选矿试验。研究表明，矿石中铜品位为0.38%，锌品位为1.26%，针对矿样组成特性，确定了优先浮选铜， 选铜后的尾矿再浮选锌的工艺流程处理该硫化矿矿石。在磨矿细度为-0.074 mm占74.60%的条件下，选用石灰为矿浆pH调整剂，硫酸锌和亚硫酸钠为组合抑制剂，Z-200为捕收剂优先浮选硫化铜矿物；对选铜尾矿继续 采用石灰调节矿浆pH值，硫酸铜活化被抑制的锌矿物，丁基黄药为捕收剂浮选硫化锌矿物的药剂方案，经“2粗2精”选铜、“1粗3精2扫”选锌的闭路试验，最终获得铜精矿铜品位和回收率分别为22.55%、85.19%和锌 精矿锌品位和回收率分别为44.83%、74.36%，有效地实现了铜锌硫化矿的分离与回收，为国外该类型硫化矿矿石的开发利用提供依据。     

广东大尖山某铅锌多金属矿石选矿试验

广东大尖山某铅锌多金属矿石铅品位为2.10%、锌品位为3.805%、银含量为35.85 g/t。矿石铅、锌均主要是以硫化矿的形式存在，硫化铅和硫化锌分别占总铅和总锌的95.71%和95.84%。为给该矿石开发利用提供依据，进行了选矿工艺试验。结果表明：矿石磨细至-74 μm占80%，以CaO为矿浆pH调整剂、硫酸锌为抑制剂、丁胺黑药+丁黄药为捕收剂，经1粗3精4扫铅浮选，铅浮选尾矿以CaO为矿浆pH调整剂、CuSO₄为活化剂、丁黄药为捕收剂，经1粗3精4扫锌浮选，获得了铅精矿铅品位60.29%、铅回收率92.02%、含银826.13 g/t、银回收率72.75%、含锌3.64%，锌精矿锌品位48.32%、锌回收率92.30%、含铅0.95%的指标。     

新疆某铜镍硫化矿选矿工艺研究

新疆瑞伦某铜镍硫化矿原矿含铜0.14%，含镍0.51%，属于高镍低铜硫化铜镍矿。原矿中铜品位较低，同时含有大量易泥化的滑石、蛇纹石等脉石矿物，给该铜镍矿的高效回收带来不利影响。为高效开发利用该铜镍硫化矿石，进行了系统的选矿工艺研究。实验室小型闭路试验结果表明：在磨矿细度为-74 μm占75%，以碳酸钠为pH调整剂，硫酸铜为活化剂，水玻璃和CMC为抑制剂，Z-200、丁铵、丁黄和戊黄为捕收剂的条件下，经2粗4精3扫铜镍混合浮选，铜镍混合精矿以石灰为pH调整剂、Z-200为捕收剂、BK-204为起泡剂，可获得含铜26.12%、含镍0.55%，铜回收率76.49%、镍回收率0.44%的铜精矿，含镍10.42%、含铜0.39%，镍回收率73.14%、铜回收率9.97%，MgO降至5.88%的镍精矿。试验解决了镍精矿中氧化镁杂质含量较高的问题，提高了精矿质量，可以为现场生产提供理论依据。     

云南某含金银低品位硫化铅锌矿浮选试验

云南某含金银硫化铅锌矿石铅品位为0.77%，锌品位为2.13%，并且伴生大量金、银等贵金属，金、银的嵌布粒度微细。为给该矿石开发利用提供依据，采用优先浮选硫化铅，选铅尾矿再选锌的优先浮选流程进行试验。结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm占81.33%，以碳酸钠为pH调整剂，以硫酸锌+焦亚硫酸钠为抑制剂，以乙硫氮+3418A为捕收剂，经过2粗3精1扫选铅，选铅尾矿以硫酸铜+氯化铵为活化剂，以丁基黄药为捕收剂，经1粗2精1扫流程选锌，获得了铅精矿铅品位50.36%、金品位28.79 g/t、银品位965.47 g/t、铅回收率82.41%、金回收率77.18%、银回收率78.69%，锌精矿锌品位41.21%、锌回收率87.45%的指标，实现了矿石中有用金属的高效回收。     

高效捕收剂ZA在铜硫分离浮选中的应用

西南某多金属硫化矿主要有价元素为铜、锡、硫,铜品位为1.05%、锡品位为0.28%、硫品位为7.19%,伴生银品位为13.20 g/t。铜主要以硫化铜形式存在,占有率为93.60%。现场采用铜硫混合浮选-铜硫分离浮选、浮选尾矿摇床重选选锡的浮重联合流程综合回收矿石中的铜硫银锡（银进入铜精矿）,存在石灰用量偏大,碱度高,铜和银回收率偏低的问题。为探索低碱度浮选回收铜银的可能性,以复配药剂ZA为铜矿物捕收剂进行了试验研究。结果表明：将磨矿细度为-0.074 mm占75%条件下以硫酸铜为活化剂、丁基黄药为捕收剂,经1粗2精2扫铜硫混合浮选获得的铜硫混合精矿,以石灰为抑制剂在再磨细度为-0.043 mm占85%、pH=10.5的低碱条件下经1粗3精2扫铜硫分离,最终获得了铜品位为25.16%、银品位为212.2 g/t,铜、银回收率分别为91.75%、61.18%的铜精矿及硫品位35.32%、硫回收率79.08%的硫精矿,有效地实现了矿石中铜银硫的分离富集回收,尤其是强化了游离银的选矿富集。试验结果对伴生贵金属硫化矿中贵金属的综合回收具有借鉴意义。