某硫化铜钼矿石的浮选试验研究

针对西藏某铜钼矿石进行了浮选工艺试验研究。采用铜钼混合浮选-铜钼混合精矿再磨后铜钼分离的选别工艺流程及适宜的药剂制度,小型闭路试验获得了钼精矿品位45.34%、钼回收率74.82%,铜精矿品位31.75%、铜回收率96.39%,其中铜精矿含金18.05 g/t、含银347.70 g/t、金回收率49.41%、银回收率68.91%。     

西藏某多金属矿选厂铜钼混合精矿分离试验

西藏某多金属矿选厂的铜钼混合精矿-0.048 mm含量为85%,铜、钼品位分别为19.06%和0.640%,金、银含量分别为6.98和490.90 g/t,99%以上的铜钼矿物为原生或次生硫化矿物。采用高效易降解药剂对该混合精矿进行铜钼分离选矿试验,结果表明,在磨矿细度为-0.048 mm占90%的情况下,以高效易降解的ZG-2为铜矿物抑制剂、HTL-3为钼捕收剂,采用1粗4精2扫、中矿顺序返回的闭路流程分离试样中的铜钼,最终可获得钼品位为47.68%、钼回收率为81.45%的钼精矿,和铜品位为19.26%、铜回收率为99.94%的铜精矿,金、银主要富集在铜精矿中,实现了该铜钼混合精矿的高效、低毒分离。     

某含石墨低品位斑岩型铜钼矿石选矿试验

某含铜0.37%、含钼0.0096%,硫化铜占总铜的89.19%、硫化钼占总钼的85.42%的低品位斑岩型铜钼矿石,其可供综合回收或伴生回收的元素有金、铼等贵金属和铁,矿石中含有的少量片状石墨将影响钼矿物的浮选效果。为确定该矿石的选矿工艺,进行了选矿试验。结果表明,矿石经1粗3精铜钼等可浮、1粗4精1扫铜钼分离、1粗3精2扫强化浮铜、1粗1精1扫弱磁选选铁、中矿顺序返回流程处理,可获得钼品位36.33%、含铜1.69%、钼回收率68.12%的钼精矿,铜品位19.24%、含金2.42 g/t、含钼0.095%、铜回收率84.94%的铜精矿,铁品位66.19%、铁回收率50.87%的铁精矿。浮选钼精矿经重选脱碳,获得了钼品位49.03%、钼综合回收率为58.35%、含铼618.46 g/t、铼综合回收率为27.22%的钼精矿。     

含次生铜的铜钼矿选矿试验研究

针对含次生铜较多的西藏玉龙铜矿Ⅰ号矿体铜钼矿矿石进行了选矿工艺试验研究。由于矿体含次生铜较多,很难抑制,铜钼分离过程中硫化钠用量较大;通过试验对比,采用新型抑制剂BK510,取得了较好的铜钼分离效果,小型闭路试验获得的指标为:钼精矿品位49.15%,钼回收率84.87%;铜精矿品位29.15%,铜回收率90.47%;铜精矿含金0.73g/t,含银69.17g/t,金回收率40.18%,银回收率39.24%。     

西藏某特大型铜钼矿矿石选矿试验

地处西藏高海拔生态脆弱区的某特大型铜钼矿矿石铜钼品位不高,伴生的金、银有综合回收价值。为了确定生产指标好、对矿区生态环境扰动小的开发利用方案,北京矿冶研究总院以自主开发的高效、低用量、易降解捕收剂BK401和起泡剂BK201为主要浮选药剂,进行了选矿试验研究。结果表明,矿石磨至-200目占70%后,采用2粗2精2扫铜钼混浮-1粗2扫铜钼分离-钼粗精矿再磨至-400目占80%后再进行5次精选-中矿顺序返回流程处理,最终可获得铜、金、银品位分别为26.22%、4.83 g/t、384.00 g/t,铜、金、银回收率分别为91.09%、59.42%、73.62%的铜精矿,以及钼品位为46.85%、钼回收率为65.18%的钼精矿。该试验研究成果对同一地区类似矿山的选矿具有指导和示范意义。     

安徽某含泥难选铜钼矿选矿试验

安徽某铜钼矿矿石中易泥化的蛇纹石含量高且含有小鳞片状的滑石,属难选矿。针对该矿矿石性质,试验确定了铜钼等可浮-铜钼分离-铜硫混合浮选-铜硫分离的浮选方案,通过降低浮选矿浆浓度、使用低粘度的起泡剂MIBC和加大水玻璃用量等技术手段有效改善了钼浮选效果。闭路试验获得了良好的分选指标:铜精矿品位为18.31%,回收率为80.39%,钼精矿品位为47.79%,回收率为87.26%,硫精矿品位为39.25%,回收率为68.92%。     

青藏某难选铜钼混合精矿高效分离试验研究

针对青藏高原某选厂生产的含Cu 28.93%、含Mo 0.78%、含SiO2 8.05%、含MgO 1.02%的铜钼混合精矿铜钼分选效率不高、钼精矿品质差等问题开展选矿工艺研究。结果表明：铜钼混合精矿经1粗4精2扫开路铜钼分离浮选试验后可获得含铜1.05%、含钼30.56%的钼精矿,钼精矿品位偏低。通过对钼精矿进行X射线衍射及工艺矿物学分析可知,钼精矿品位不佳的主要原因是滑石类脉石矿物含量高。降镁小型试验结果表明,对铜钼混合精矿进行预处理,添加酸化水玻璃+CMC作为滑石抑制剂,可有效降低铜钼精矿中的硅、镁含量,且对铜、钼指标影响较小。降镁预处理后的铜钼精矿磨细后,采用1粗5精2扫的抑铜浮钼浮选工艺流程进行闭路试验,可获得含铜0.65%、铜回收率0.04%,含钼47.63%、钼回收率92.43%的钼精矿及含铜31.88%、铜回收率99.96%,含钼0.08%、钼回收率7.57%的铜精矿,试验指标良好,实现了铜钼高效分离,得到合格的铜钼精矿产品。为现场铜钼分离改造提供了技术支持。     

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。     

西藏某铜钼矿选矿工艺研究

某铜钼矿床是我国典型的超大型斑岩铜钼矿床,主要为原生硫化矿石,含铜0.47%、钼0.026%、硫2.02%,矿石品位低、性质复杂、难选。通过多种选矿工艺流程探讨,确定采用钼铜等可浮选再分离—铜硫混合浮选分离工艺流程产出钼精矿、铜精矿及硫精矿,实验室获得的闭路试验指标为:总铜精矿品位22.85%、铜回收率87.17%,钼精矿品位48.85%、钼回收率68.96%,硫精矿品位40.75%、硫回收率61.07%。     

行洛坑钨矿伴生钼铜铋浮选分离新工艺研究

为提高宁化行洛坑钨矿伴生钼铜铋硫化矿的浮选分离指标,采用优先浮钼-铜铋混浮-铜铋分离-铋粗精矿再浸出收铋新工艺进行了试验研究,获得了钼品位为45.37%、钼回收率为90.46%的钼精矿,铜品位为23.01%、铜回收率为91.03%的铜精矿及铋品位为62.37%、铋回收率为60.09%的铋精矿。与现场原来采用的钼铜铋依次优先浮选工艺相比,试验新工艺使钼精矿钼回收率提高了4个百分点以上、铜精矿铜回收率提高了8个百分点以上、铋精矿铋回收率提高了52个百分点以上,效果显著。     

江西某难选铜钼矿浮选试验研究

对江西某难选铜钼硫多金属矿进行了浮选试验研究.采用铜钼等可浮?强化选铜?尾矿选硫的工艺流程,可获得铜钼混合精矿铜品位18.27％、钼品位0.45％,铜回收率81.03％、钼回收率59.83％,以及硫精矿品位47.32％、硫回收率85.58％的选别指标,实现了铜钼硫的综合回收.     

粤北某极低品位伴生稀有金属矿产资源综合利用研究

针对粤北某极低品位伴生稀有金属矿石,采用由“分级-粗粒跳汰-细粒摇床”重选预富集工艺、“钨硫枱浮分组-分类磨矿-异步浮选分离”钨硫分离工艺和“加温脱药-钼优先浮选-铋银重选-铜银浮选”硫化矿相互分离工艺3部分组成的工艺流程,生产实践结果显示,在原矿钨、铜、钼、铋、银品位分别为0.417%、0.111%、0.017%、0.072%和9.909 g/t时,获得了钨、铜、钼、铋、硫品位分别为61.96%、21.69%、51.89%、25.18%和44.51%,回收率分别为80.21%、72.28%、64.01%、56.40%和60.41%的合格产品,银在铜、铋精矿中品位分别为353.31 g/t和3 391.49 g/t,总回收率为68.27%,充分回收了铜、钼、铋、硫、钨等有价金属元素,实现了极低品位伴生稀有金属矿产资源的高效综合利用。     

柿竹园钼铋硫无氰回收新工艺工业化应用研究

以柿竹园东波选厂无水玻璃钼铋硫全浮精矿为研究对象,使用抑制剂T-706替代氰化钠,进行了无氰钼铋混合浮选-钼铋分离新工艺小型试验及工业化应用研究。结果表明,使用T-706替代氰化钠,取得了较好的试验指标,钼铋一粗三精三扫混合浮选、一粗五精三扫钼铋分离小型试验获得了钼品位47.32%、回收率93.45%、含铋0.98%的钼精矿,铋品位29.27%、回收率94.35%、含钼0.96%的铋精矿,以及硫品位35.98%的硫精矿; 工业试验获得了平均钼品位46.28%、回收率80.84%的钼精矿和平均铋品位29.05%、回收率68.09%的铋精矿,实现了柿竹园东波选厂钼铋硫高效回收。     

低品位铜铅多金属硫化矿浮选分离试验研究

对四川汉源地区某高硫型低品位铜铅多金属硫化矿进行了浮选分离试验研究。采用混合浮选得到铜铅混合精矿, 铜铅混合精矿经铜铅分离, 分别得到铜品位18.72%、含铅0.66%、含硫22.03%、铜回收率87.12%的铜精矿和铅品位59.66%、含铜0.58%、含硫14.89%、铅回收率85.72%的铅精矿; 铜铅混合浮选尾矿再浮选可进一步得到硫品位48.73%、含铜0.05%、含铅0.22%、硫回收率87.93%的硫精矿, 实现了该低品位多金属硫化矿中有价金属的综合回收。     

澳大利亚某含硫铁铜矿的选矿工艺研究

针对澳大利亚某含硫铁铜矿样, 采用先浮选硫化矿物、后磁选铁矿物的原则工艺, 可在有效降低铁精矿中硫含量的同时综合回收矿石中的铜、硫。在原矿磨至-0.074 mm粒级占70%后铜硫混选, 粗精矿再磨至-0.074 mm粒级占95%后铜硫分离, 铜硫混选尾矿再弱磁选的闭路试验中, 可以获得铜精矿品位19.93%、铜回收率80.35%, 硫精矿品位32.75%、硫回收率41.13%, 铁精矿铁品位71.45%、铁回收率89.44%(铁精矿含硫0.34%)。     

基于MLA分析的某铜矿石选矿工艺初步研究

采用自动矿物参数分析系统(MLA)分析了某矽卡岩型铜矿矿物组成、嵌布关系，测定了不同磨矿细度下原矿及混合精矿产品的粒度分布特征及解离度特征，并根据该结果对该矿石进行了选矿工艺初步研究，确定选矿流程为：磨矿、铜硫混合浮选、粗精矿再磨、铜硫分离浮选。结果表明，在磨矿细度-74μm粒级占70%、再磨细度-20μm粒级占75%条件下，可以得到铜品位20.88%、铜回收率70.42%、银品位183.9 g/t、银回收率76.78%的铜精矿和硫品位32.65%、硫回收率91.47%的硫精矿。     

山西某铅锌银多金属矿选矿试验研究

对含铅0.48% 、锌0.75%、银90.00 g/t的山西某铅锌银多金属矿进行了选矿试验研究。采用铅银混浮-锌浮选工艺,在磨矿细度-0.074 mm粒级占80%条件下,以水玻璃为调整剂、硫酸锌+亚硫酸钠为锌矿物抑制剂、BK906和BK903G为组合捕收剂、BK-201为起泡剂,优先选铅银,选铅银尾矿以石灰为调整剂、硫酸铜为活化剂、丁基黄药为捕收剂选锌,可获得铅品位27.54%、铅回收率76.47%、银品位5252.5 g/t、银回收率73.03%、锌品位3.87%的铅银混合精矿和锌品位54.96%、锌回收率71.00%、银品位359.6 g/t的锌精矿。     

某含铜金银多金属硫化矿尾矿资源综合利用试验研究

对某含铜金银多金属硫化矿尾矿进行了综合利用试验研究。该尾矿主要有价元素为Cu、Au和Ag, 含量分别为0.16%、0.36 g/t、62.74 g/t, 主要金属矿物为黄铁矿和黄铜矿, 金、银主要分布于黄铜矿中, 其次分布于黄铁矿中。采用磨矿-铜硫混合浮选-铜硫分离浮选工艺回收尾矿中的有价组分, 开展了磨矿细度、矿浆pH值、分散剂用量、捕收剂用量等浮选条件试验, 确定了相关工艺参数, 闭路试验获得了铜精矿产率0.68%, Cu品位18.96%、Au品位36.75 g/t、Ag品位5286.37 g/t, Cu回收率80.58%、Au回收率69.42%、Ag回收率58.79%;硫精矿产率3.39%, S品位37.16%、Cu含量0.28%、Au含量2.05 g/t、Ag含量306.81 g/t, S回收率78.24%、Cu回收率5.93%、Au回收率19.30%、Ag回收率17.01%;实现了堆存尾矿中Cu、Au、Ag、S等有价元素的高效综合利用。     

内蒙某铜钼矿石选矿试验研究

内蒙某铜钼矿石中金属矿物以为黄铁矿为主,其次为黄铜矿和辉钼矿等。辉钼矿粒度细小,各矿物共生关系密切而复杂,较难分离。采用阶段磨矿的混合浮选,混合精矿钼、铜、硫分离浮选工艺流程对该矿石进行选矿试验,获得了钼品位和钼回收率为46.30%和74.66%的钼精矿、铜品位和铜回收率为23.50%和70.16%的铜精矿以及硫品位和硫回收率为35.60%和79.55%的硫精矿。