某低品位斑岩铜矿短流程工艺优化试验及工业应用研究

江西某铜矿原矿品位低,属典型的大型斑岩铜矿,近年来随着开采逐步深入,矿石愈发难磨,有用矿物单体解离度逐渐降低,严重影响了生产指标。据流程考查结果可知,尾矿中损失的铜大部分赋存在粗粒级中,其中+0.097mm粒级的铜金属分布率高达59.71%。为了充分回收尾矿中损失的铜,进一步提高选铜回收率,结合大型浮选机,开展短流程优化工艺试验及工业应用研究。通过缩短主干流程,强化矿浆调节,有针对性地加强粗颗粒回收,开展了详细的实验室试验及工业试验研究,实验室试验采用短流程优化工艺后获得的铜回收率相比生产工艺提高了1.04个百分点,工业试验累计指标相比优化前正常生产提高了1.02个百分点。     

从铜尾矿中回收白钨的选矿试验研究

依据某矿山的矿石性质,进行了原矿化学分析与白钨矿单体解离度测定,测定该选铜尾矿含WO30.21%,S6.09%,试验研究以原矿工艺矿物学研究结果为基础,采用先脱硫再浮选的选矿工艺流程回收钨。试验结果表明:铜尾矿磨矿细度为-0.074 mm含量75%时,采用一次粗选、两次扫选、两次精选的浮选脱硫工艺流程,可获得含硫48.98%、回收率98.15%的硫精矿;选硫尾矿通过两次钨粗选,两次钨扫选,五次钨精选的闭路浮选流程获得含WO355.88%,WO3回收率为80.35%的白钨精矿。     

某难选金矿综合回收试验研究

某难选金矿矿石中伴生有铜、铁等有价元素,为了充分利用矿产资源,对该矿石进行了选矿综合回收试验研究。其结果表明:通过采用活化剂AS-2活化浮选铜、浮选尾矿细磨预处理—氰化浸金工艺,可获得铜品位14.32%、回收率58.64%的铜精矿,金总回收率达到83.12%;氰化尾矿采用磁选回收磁铁矿并浮选脱硫,可得到铁品位62%以上的磁铁矿精粉和硫品位28%以上的硫铁矿精粉。该工艺流程有效地回收了矿石中的有价金属元素。     

山东某金矿工艺矿物学及选矿影响因素研究

山东某金矿金品位为1.4 g/t,属于低品位金矿。为有效回收该金矿中有价金属,对矿石进行工艺矿物学研究。研究结果表明,矿石中部分金矿物以自然金形式存在,部分金矿物以黄铁矿等硫化矿物为载体的包裹金形式存在。其中,以磁黄铁矿为载体的金矿物,由于单体解离度较低,天然可浮性较差,难以通过浮选回收,是导致金矿物损失的主要原因。实现以磁黄铁矿为载体的金矿物综合利用,有助于进一步提高金回收率,对该金矿进行浮选和尾矿磁选联合试验。试验结果表明：增加磨矿细度,可有效提高有用矿物单体解离度;浮选试验可将浮选尾矿中金、硫品位分别降低至0.35 g/t、0.48%;尾矿磁选作业可以将尾矿中金、硫品位分别降低至0.14 g/t和0.20%。研究结果可为同类型金矿床的开发和利用提供借鉴。     

复杂铜硫伴生钨矿中钨资源综合回收新技术研究

某复杂铜硫伴生钨矿,除含有黄铜矿、黄铁矿和磁黄铁矿等硫化矿外,还伴生有白钨矿。由于该矿中WO_3品位低、嵌布粒度细,赋存状态复杂,故钨的回收难度大。通过小型试验、连续选矿试验和工业试验研究,最终开发出采用钨新型捕收剂TM的强化脱磁、脱泥的选钨工艺流程,在原矿平均含Cu 0.687%、S 21.48%、WO_30.125%的条件下,工业试验获得了含Cu 24.00%、Cu回收率87.65%的铜精矿,含S 43.63%、S回收率71.30%的硫精矿和含WO_366.51%、WO_3回收率53.85%(对铜硫尾矿)的钨精矿,综合回收指标良好。     

铜陵某铜矿尾矿综合回收试验研究

对铜陵某铜尾矿选矿综合回收进行了试验研究。在工艺矿物学研究的基础上,采用尾矿预先分级-粗粒磨矿-浮选-磁选工艺流程,可得到铜精矿铜品位为9.5%,回收率为33.7%,铜精矿含金4.70g/t、银158.4g/t,铁精矿铁品位66.22%、回收率16.85%、含硫0.26%。使尾矿资源得到充分利用,企业的可持续发展状况也将得以改善。     

栾川三道庄钼尾矿中低品位铜综合回收工艺研究及产业化

栾川三道庄钼矿含铜0. 012%,品位低,回收困难。洛钼集团选矿二公司率先进行了从钼精选尾矿中综合回收铜的工艺及产业化试验研究,综合回收成本低,经济效益好。目前洛钼集团其他分公司都已进行铜回收工业扩大化投产,实现了矿产资源的高效综合利用。     

某细粒浸染铜锌矿选矿工艺研究

针对云南某细粒浸染铜锌矿开展了选矿工艺研究。该铜锌矿中的硫化矿物具有复杂的交代嵌生关系,本研究采用优先浮铜—铜粗精矿再磨—铜尾矿活化浮选锌的工艺流程,提高了细粒浸染交代嵌生的黄铜矿、闪锌矿的单体解离度。同时,使用BP+乙黄药做铜矿物的组合捕收剂,Na_2S+Na_2SO_3+ZnSO_4做锌矿物组合抑制剂,实现了细粒浸染铜锌矿的有效分离。在原矿含铜0.82%、锌2.21%的情况下,获得了铜精矿含Cu 20.92%、Zn 2.89%,铜精矿中Cu回收率87.41%,锌精矿含Cu 1.24%、Zn 43.34%,锌精矿中Zn回收率89.15%的指标。     

白沙子岭锡石硫化矿选矿工艺试验研究

通过对试样的工艺矿物学研究,着重进行了先浮选脱硫、重选丢尾和摇床尾矿脱泥浮选的选矿工艺试验研究,获得较好选矿指标(原矿含锡0.41%)。摇床锡精矿:锡品位63.65%,回收率65.52%;浮选锡精矿:锡品位8.32%,回收率5.10%,锡总回收率为70.62%。试验中综合回收的铜精矿铜品位18.62%,回收率69.47%,提供了最佳选矿工艺流程,为选矿厂设计提供了科学依据。     

某钨选厂粗精矿分选试验研究

某钨选厂粗精矿采用分级粗粒枱浮硫化矿、细粒浮选硫化矿,浮选尾矿采用磁选优先选出一部分黑钨单体,分选尾矿磨至目的矿物单体解离后,先浮选硫化矿,再浮选白钨,重选分离锡石,所有硫化矿集中进行铜硫分离的工艺对粗精矿中的目的矿物进行分选。通过该工艺流程有效地分离了粗精矿中的钨、锡、铜、硫。获得钨精矿WO3品位≥60%,回收率≥88%,铜精矿Cu品位≥24%、回收率≥90%,锡精矿Sn品位≥45%、回收率≥70%。     

尼尔森选矿机选别金矿石的应用研究

陕西某地低品位金矿石的Au品位为0.57 g/t, Au以微细粒为主,裸露-半裸露金占有率仅为40.34%,现有生产工艺流程不具备市场竞争优势,试验采用尼尔森选矿机对其进行了机械选矿工艺流程研究。结果表明：采用尼尔森选矿机选别该矿石较难获得理想的金精矿,尼尔森选矿机难以兼顾金精矿的Au品位和Au回收率,当提升金精矿达到品级要求时,尾矿中Au损失超过50%,试验结果与尼尔森设备厂家标准流程的结果相吻合。尼尔森选矿机对易单体解离的粗中粒金矿石较为适宜,对难解离的微细粒金的回收效果有所差异。     

某金铋矿选矿试验研究

某金铋矿含有铋、金、钼、钨、铜等有价组分,通过选矿试验研究,确定采用优先浮钼.等可浮铜,细磨后混浮铋、金,浮选尾矿重选回收白钨方案,可获得主要回收对象Au、Bi的选矿回收率分别为73.83%、75.77%,综合回收对象Cu、Mo、WO3的选矿回收率分别为82.92%、93.29%和71.44%。     

某环境敏感区金矿选矿工艺试验研究

某金矿金矿品位为3.6～4.1g/t,该矿中粗粒的颗粒金较多。为了给环境敏感区的选矿厂设计提供依据,对该金矿进行传统重选试验、浮选以及尼尔森重选试验。试验结果表明:该金矿采用尼尔森-摇床重选联合工艺流程可使金精矿综合回收率可达84.42%,尾矿品位可降至0.55g/t。     

高效离心机FALCON在云南某多金属矿尾矿中锡回收的应用

为充分回收利用云南某多金属矿尾矿中的锡,对尾矿进行了矿石性质和选矿试验研究,研究发现尾矿粒度很细,属于难选矿。经过对比试验,利用高效离心机FALCON对细粒级锡石的选别有一定的效果,能得到作业回收率49.82%,对原矿23.00%的离心机精矿,离心机精矿经过分级摇床精选能得到锡品位31.40%,作业回收率51.46%,对原矿回收率11.84%的锡精矿。高效离心机FALCON工业生产运行稳定,得到含锡40.42%,作业回收率42.36%,对原矿回收率9.11%的锡精矿,增加了企业的经济效益,实现了资源的有效利用。     

Application of Knelson Concentrator for Beneficiation of Copper–Cobalt Ore Tailings

The beneficiation of high talc-containing copper–cobalt flotation tailings was studied by centrifugal gravity concentration. It was found that copper and cobalt minerals were finely disseminated in the gangue matrix so that conventional gravity concentration using spirals and shaking tables would be ineffective. The actual experimental test work was performed using the Knelson gravity concentrator and the results were transposed to industrial scale by simulating several beneficiation scenarios. The results indicated that integration of Knelson concentrators in the concentration circuit to treat the flotation tailings would significantly improve copper and cobalt recoveries from 65.00% to 86.09% and 67.00% to 86.96%, respectively.     

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。     

大吉山钨矿钼铋无氰浮选分离回收的试验研究

对江西大吉山钨业有限公司钨精矿脱硫后硫化矿进行了钼、铋无氰浮选分离回收的试验研究。针对该硫化矿性质,进行了抑制剂种类和用量、捕收剂用量等比较试验,采用了优先浮粗钼精矿一粗钼精矿精选一浮粗钼精矿的尾矿再浮铋的优先浮选工艺流程,使用非氰组合抑制剂Na2CO3、ZnSO4、Na2S取代氰化物进行了钼铋无氰浮选分离,试验具有明显的环境效益,并获得了与矿山传统的有氰选矿工艺相近的选矿指标：钼精矿含钼39．13％、钼回收率55．63％,铋精矿含铋15121％、铋回收率80．87％。     

甘肃某难选金铜氧化矿浮选试验研究

甘肃某难选金铜氧化矿金含量为4.83 g/t,铜含量为1.18%,铜氧化率高达95.87%。铜矿物以难选的硅孔雀石为主,且与脉石矿物关系密切,金与铜矿物呈伴生关系。对原矿工艺矿物学进行了系统的研究,分析了尾矿中铜、金损失的原因。在磨矿细度为-74 μm占80%,Na₂S作硫化剂,CuSO₄作活化剂,丁基黄药、羟肟酸和25号黑药作捕收剂的条件下,采用一次粗选,四次扫选,粗精矿再磨后三次精选硫化浮选工艺流程,可获得金品位为86.65 g/t、金回收率为89.11%,铜品位为16.93%、铜回收率为71.92%,银品位为216.24 g/t、银回收率为87.26%的金铜精矿。金铜精矿可采用热压预氧化—无氰化工艺流程回收金铜,该选冶流程可为金铜氧化矿的开发利用提供借鉴。