新型药剂浮选江西某难选铜矿的试验研究

江西某硫化铜矿矿石性质复杂,铜氧化程度较高.在工艺矿物学研究的基础上,确定了“铜硫混浮-混合精矿再磨-铜硫分离浮选”试验流程,并使用了新型药剂WH-1#活化铜、组合药剂白1、白2（1∶1）抑制硫,成功地实现了低碱条件下的铜硫分离,最终获得了品位为20.23%、回收率为85.76%的铜精矿及品位为39.19%、回收率为65.68%的硫精矿.     

铁铜锌多金属矿石选矿试验研究

青海某铁铜锌多金属矿石铜1.20%、全铁27.75%、锌0.64%、硫3.17%,主要金属矿物为磁铁矿、黄铜矿、铁闪锌矿、磁黄铁矿,矿物间共生关系复杂,粒度嵌布不均。采用原矿铜优先浮选—锌硫混浮再磨分离—弱磁选铁工艺流程,闭路试验获得铜精矿铜品位21.08%、铜回收率91.30%,锌精矿锌品位42.80%、锌回收率48.90%,铁精矿全铁品位67.49%、全铁回收率63.38%。     

广东某高硫高铁难选铜矿选矿试验研究

针对高硫高铁复杂铜矿石性质的特点,采用铜浮选(粗精矿再磨)-磁黄铁矿磁选-硫浮选的磁浮联合工艺流程,关键技术是低碱优先浮铜和磁选脱除磁黄铁矿,有效解决黄铜矿与(磁)黄铁矿分选的技术难题.试验室小型闭路试验获得了铜品位21.77%、铜回收率81.49%的铜精矿,硫品位32.21%、铁品位48.57%、硫回收率29.28%的磁黄铁硫精矿,硫品位43.45%、硫回收率54.03%的硫精矿,总硫回收率达83.31%.     

某低品位微细粒难选铜矿的浮选试验研究

某复杂低品位微细粒嵌布铜矿石,原矿铜品位0.55%,铜主要呈黄铜矿和铜蓝的形式存在且与其他矿物嵌布关系复杂,单体解离粒度微细。原矿在磨矿细度为-0.074 mm含量73.43%,采用石灰和亚硫酸钠作抑制剂,YS-1作铜矿物捕收剂,优先浮选铜,尾矿进一步浮选硫,闭路试验获得铜精矿铜品位18.18%,回收率79.89%,硫精矿硫品位43.68%,回收率87.07%。     

斑岩型低品位铜钼矿石工艺矿物学研究

采用显微镜研究、X-射线衍射分析、电子探针分析等手段,查明了某斑岩型低品位铜钼矿石矿物组成,铜、钼的赋存状态及主要矿物的嵌布特性。根据工艺矿物学研究结果,针对该矿石的性质特点,选矿试验采用铜钼硫混合浮选-铜钼浮选-铜钼分离的原则流程,最终得到良好指标:钼精矿钼品位46.28%,回收率70.26%;铜精矿铜品位22.31%,回收率84.19%;硫精矿硫品位30.24%,回收率69.60%。为了提高矿山的资源利用率,在浮选富集金属矿物之后,应在尾矿中回收钾长石、钠长石。     

某选铁尾矿低碱度铜硫分离试验研究

针对某选铁尾矿矿石性质,进行铜硫混合浮选,混合精矿再磨后铜硫分离的选别工艺,以乙黄药+丁胺黑药为组合捕收剂,新型抑制剂DT-4与石灰为铜硫分离抑制剂,进行铜硫浮选试验,最终获得铜品位26.68%,回收率80.39%铜精矿;硫品位47.68%,回收率74.82% 硫精矿,实现了铜硫的分离及铜硫的综合回收。     

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。     

铜快速-开路优先浮选永平铜矿石的试验研究

永平铜矿矿石经过一段磨矿,铜矿物单体解离度可达到80%～85%,以高效选择性铜捕收剂EXP对已单体解离的粗粒铜矿物采用快速浮选技术对其进行早收,同时依靠EXP特殊作用实现铜的开路优先浮选,并分离浮选出硫品位较低的硫精矿。采用开路的流程结构,避免了在中矿循环中使硫受到强烈抑制,从而提高硫的回收率。铜快速-开路优先浮选流程获得较好试验指标,已在现场完成了适应性验证试验,达到预期效果,有望获得工业应用。     

某伴生铜锌硫铁矿选矿试验研究

针对某伴生铜锌硫铁矿矿石性质,试验确定优先浮选工艺流程。磨矿细度为-0.075mm占90%;SK207为铜矿物的有效捕收剂;NS与硫酸锌组合抑制闪锌矿,试验获得铜精矿含铜品位为23.58%,铜回收率为81.15%;锌精矿含锌品位为35.62%,锌回收率为72.59%;硫精矿含硫品位为49.01%,硫回收率为91.30%。     

云南某低品位铜矿综合回收工艺研究

对云南某氧硫混合、铜矿物粒度粗细不均匀嵌布的铜矿石进行了选矿试验研究,可以得到铜品位18.81%、铜回收率66.44%的铜精矿。同时对浮选尾矿进行了磁选试验,再磨磁选可以得到铁品位67.52%,铁回收率65.55%铁精矿。     

内蒙古某铜铅矿选矿试验研究

针对内蒙古某铜铅矿矿石性质,进行了浮选试验研究。采用铜铅混合浮选后再进行抑铅浮铜,且选用自行配制的组合抑制药剂TZ11,获得了铜精矿铜品位24.59%、铜回收率86.11%,铅精矿铅品位52.81%、铅回收率73.11%的较好技术指标。     

国外某斑岩型铜矿矿石综合回收选矿试验研究

针对国外某斑岩型铜矿矿石中铜品位0.56%、金品位0.18 g/t,黄铁矿含量高、铜硫比低、伴生金主要为裸露金等性质特点,制定了不同碱度条件下的金铜快速浮选—优先选铜工艺流程,考察了捕收剂、调整剂、磨矿细度等影响因素。结果表明:在最佳条件下,闭路试验可获得综合铜精矿铜品位20.91%、金品位5.31 g/t,铜回收率92.33%、金回收率70.96%的较好指标,实现了该斑岩型铜矿金、铜资源的有效回收。     

某含砷铜钴矿选矿工艺试验研究

某铜矿含铜0.58%,并含有0.0085%的钴,钴主要赋存于毒砂中,属含砷难处理矿石。针对该铜矿的矿石性质特点,试验采用铜钴依次优先浮选工艺回收铜和钴,解决了铜精矿含砷高的问题,获得了合格铜精矿。小型闭路试验可获得铜品位26.03%、含砷0.30%、铜回收率96.19%的铜精矿以及钴品位0.26%、含砷7.45%、钴回收率40.38%的钴精矿。     

内蒙古某含铜铅锌金矿多金属分离选矿试验研究

针对内蒙古某含铜铅锌金矿矿石性质,提出了铜铅锌浮选—尾矿氰化浸金工艺流程。该文重点探讨了铜铅锌浮选分离部分,为该金矿资源的综合利用提供依据。通过铜铅混浮—铜铅分离—铜铅尾矿浮选锌的闭路流程,获得了相对较好的试验指标:铜精矿铜品位20.79%、铜回收率64.94%,铅精矿铅品位56.68%、铅回收率62.16%,锌精矿锌品位40.54%、锌回收率57.22%。     

印尼进口某难选铁铜硫多金属矿综合回收研究

因氧化严重,印尼进口某多金属矿铜硫分离困难,铁精矿含硫严重超标.针对该矿矿石性质,开发了浮选-磁选联合工艺,浮选中以HT药剂消除溶液中Cu2+,实现了铜硫矿的分离和回收,浮选尾矿再用磁选回收铁,获得铜精矿产率9.75%,品位22.05%,回收率75.17%,含金0.97 g/t,含银14 g/t.硫精矿产率30.76%,品位49.94%,回收率64.23%.铁精矿产率26.84%,品位60.24%,回收率76.26%.     

某氧化铜矿选矿试验研究

某氧化铜矿氧化率高、铜矿物种类多、可浮性差异大、粘土矿物含量高,回收难度大。根据矿石性质特点采用先硫后氧浮选工艺,优先浮选硫化铜,尾矿采用异步浮选先回收易浮氧化铜,后浮难浮氧化铜,最大限度地提高氧化铜的回收率。原矿在65%-74μm的细度条件下,硫化铜浮选采用碳酸钠作为调整剂,200#作为捕收剂,通过一粗三精一扫获得硫化铜精矿含铜25.34%,铜的回收率31.16%;氧化铜浮选采用硫化钠作为硫化剂,硫酸铵作为催化剂,丁黄药和水杨羟肟酸的组合捕收剂,通过两粗三精一扫获得氧化铜精矿含铜35.06%,铜的回收率54.25%;铜总回收率达到85.41%。     

云南某低品位铜矿浮选试验研究

云南某铜矿铜品位低,嵌布粒度细,理化性质多变,矿物组成复杂,为探索出一条有效高效的铜硫分离途径,采用旋流-静态微泡浮选柱对低品位铜矿进行浮选分选,采用快速浮选加一粗一精一扫流程,获得了铜精矿品位20.4%,铜回收率77.78%的良好指标。利用X射线衍射仪和X射线荧光光谱仪检测分选样品的种类以及元素含量,结果表明,云南某铜矿铜主要以黄铜矿的形式存在,铜品位在1.02%左右。     

新疆某氧化铜矿的浮选工艺研究

新疆某铜矿石中铜的含量为2.11%,其中硫化铜占36.49%,氧化铜占63.51%,属于氧化铜矿石。矿石中可供综合回收的是Ag,Ag可随铜精矿产品一起回收。在氧化铜浮选试验部分,采用活化剂HN-7,有效地增加了氧化铜矿石的可浮性,提高了氧化铜的回收率。氧化铜浮选闭路试验指标为:氧化铜精矿中铜品位为26.87%,铜作业回收率为77.34%,含Ag 334.06 g/t,Ag作业回收率为64.57%。     

福建某铜金矿浮选试验研究

福建某铜金矿为典型的含铜金多金属硫化矿,矿石中可综合回收的主要有价元素为金、银、铜、硫。针对该矿石性质,进行了混合浮选—粗精矿再磨—铜硫分离工艺研究,考察了磨矿细度、抑制剂、捕收剂等因素对浮选指标的影响。结果表明:在最佳试验条件下,闭路试验获得的铜精矿铜品位23.61%、金品位185.00 g/t,铜、金回收率分别为95.77%、85.86%;硫精矿铜品位仅为0.03%、金品位3.30 g/t,铜、金回收率分别为0.47%、5.97%。研究结果对该矿石中铜、金的回收利用及工业生产起到了指导作用。     

玻利维亚碳酸盐型混合铜矿石选冶联合方法分离铜硫

玻利维亚碳酸盐型混合铜矿石原矿含Cu品位为6.52%、S含量为16.33%、CO2含量为6.26%,铜以黄铜矿为主,其次为结合氧化铜。首先,采用浮选回收黄铜矿和黄铁矿,分别得到硫化铜精矿和硫精矿;采用氯化离析—浮选工艺进一步回收浮选尾矿中的结合氧化铜部分。氯化离析条件影响试验结果得出:氯化钙用量为5%、焦炭用量为7%、离析温度为850℃、离析时间为90 min的氯化离析综合条件比较合理,并得到了铜品位为19.68%,铜作业回收率为90.07%的氯化离析铜精矿作业分选指标。最后,进行浮选—氯化离析—浮选全工艺流程试验,得到了铜品位为23.51%,铜回收率为94.39%的铜精矿;硫品位为48.26%,硫回收率为56.98%的硫精矿,实现了玻利维亚碳酸盐型混合铜矿石中铜、硫的有效分离和综合回收。