内蒙古某含银混合铜矿石选矿试验研究

内蒙古某含银铜矿石,由于其铜氧化率达20.16%,采用常规浮选工艺回收率较低。针对这种情况,采用优先浮选硫化铜后浮选氧化铜的原则流程,以丁基黄药与Z200质量比为3 GA6FA 1的组合捕收剂为硫化铜的捕收剂,以Na₂S为氧化铜调整剂,采用丁基黄药与羟肟酸钠混合捕收剂为氧化铜捕收剂。在磨矿细度为-0.074 mm占80%的条件下进行闭路试验,硫化铜经1次粗选和2次扫选,氧化铜经1次粗选1次扫选,所获得的硫化铜和氧化铜粗精矿混合产物经过4次精选,最终可获得铜品位为19.18%、银品位为2 308 g/t,铜回收率为80.90%、银回收率为81.03%的铜精矿产品。      

国外某沉积岩型难选硫氧混合铜矿石浮选试验

国外某沉积岩型硫氧混合铜矿石铜品位为2.96%,为确定该矿石的合理开发利用工艺,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：①矿石中的主要铜矿物有辉铜矿、赤铜矿、孔雀石、硅孔雀石,主要脉石矿物有石英、方解石、白云石;辉铜矿、赤铜矿的嵌布粒度一般在0.02~0.30 mm,孔雀石、硅孔雀石的嵌布粒度主要为0.02~1.20 mm;硫化铜占总铜的60.14%,氧化铜占39.86%。②原矿在磨矿细度为-0.074 mm占73.60%的情况下,先以丁基黄药+乙基黄药为组合捕收剂采用2粗2精1扫流程浮选硫化铜矿物,再以硫化钠为硫化剂、丁基黄药+烷基羟肟酸为捕收剂采用1粗3精2扫流程浮选氧化铜矿物,获得了Cu品位为46.92%、回收率为71.57%的硫化铜精矿和Cu品位为29.23%、回收率为16.08%的氧化铜精矿,总精矿Cu品位为42.17%、回收率为87.65%,选别指标较好。     

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%。     

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。     

玻利维亚图皮萨混合铜矿选矿试验研究

玻利维亚图皮萨铜矿石属于混合铜矿石,含铜1.65%,铜的氧化率为28.48%。针对该矿石性质进行了浮选试验研究,采用直接浮选先浮硫化铜矿物,再用硫化浮选法浮氧化铜矿物,硫化浮选以丁基黄药+丁基铵黑药+羟肟酸组合作为捕收剂强化对氧化铜矿物的捕收。闭路试验获得铜品位为20.48%,铜回收率为61.77%的硫化铜精矿及铜品位为13.29%,回收率为19.28%的氧化铜精矿,总铜回收率为81.05%,试验研究为该矿的开发利用提供了技术依据。     

云南某铜选厂尾矿再选试验

云南某铜选厂矿石矿泥含量大,导致尾矿铜品位高并还含有大量矿泥。尾矿中铜主要分布在+37 μm粒级,铜在该粒级分布率为66.07%;-10 μm粒级产率为44.39%,而铜在该粒级分布率仅11.41%。采用旋流器预先脱泥、脱碳工艺进行预处理,在旋流器锥角为10°、沉砂口直径为3 mm、给矿压力为0.15 MPa、给矿浓度为11%时,获得的沉砂铜品位为2.35%、回收率为72.41%。沉砂中铜虽然主要以次生硫化铜形式存在,但铜的氧化率达30%以上。为确定沉砂的合理选矿工艺,进行了硫化铜、氧化铜依次选别和硫化铜、氧化铜混合选别探索性对比。结果表明,硫化铜、氧化铜依次选别工艺指标优于硫化铜、氧化铜混合选别工艺。采用硫化铜、氧化铜依次选别工艺,在磨矿细度为-0.074 mm占90%的条件下,以水玻璃、六偏磷酸钠为脉石抑制剂、硫化钠为氧化铜矿物活化剂、丁基黄药为捕收剂进行闭路浮选,获得了精矿铜品位为15.16%、作业回收率为81.05%、对原矿回收率为58.69%的选别指标。     

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。     

玉龙铜矿Ⅰ号矿体混合矿石选矿试验

为了给西藏玉龙铜矿Ⅰ号矿体的开发提供依据,对该矿体各矿带矿石组成的混合矿石进行了选矿试验研究。针对矿石中除铜外还伴生有钼、铜以硫化铜和氧化铜两种形式存在、钼主要以硫化钼形式存在的特点,试验采用硫化铜钼混合浮选-分离浮选、混浮尾矿再浮选氧化铜的工艺流程,最终获得了铜品位为18.13%、铜回收率为79.31%的综合铜精矿和钼品位为45.97%、钼回收率为79.39%的钼精矿。     

东川某铜锌多金属矿石浮选试验

东川某铜锌多金属矿石含铜1.12%、锌1.23%,锌主要以闪锌矿的形式存在,铜主要以氧化铜的形式存在,氧化率较高。为确定该矿石的选矿工艺流程,对其进行了浮选试验。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占60%的情况下,以异丁基黄药为捕收剂,经1粗1扫2精流程选锌,选锌尾矿再磨至-0.074 mm占94%的情况下,以硫化钠+硫酸铵为活化剂,异丁基黄药为捕收剂,经1粗1扫3精流程选铜,可获得锌品位为40.02%、锌回收率为80.37%的锌精矿,以及铜品位分别为35.21%、铜回收率为81.42%的铜精矿。     

国外某沉积岩型难选硫氧混合铜矿石浮选试验

国外某沉积岩型硫氧混合铜矿石铜品位为2.96%，为确定该矿石的合理开发利用工艺，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：①矿石中的主要铜矿物有辉铜矿、赤铜矿、孔雀石、硅孔雀石，主要脉石矿物有石英、方解石、白云石；辉铜矿、赤铜矿的嵌布粒度一般在0.02~0.30 mm，孔雀石、硅孔雀石的嵌布粒度主要为0.02~1.20 mm；硫化铜占总铜的60.14%，氧化铜占39.86%。②原矿在磨矿细度为-0.074 mm占73.60%的情况下，先以丁基黄药+乙基黄药为组合捕收剂采用2粗2精1扫流程浮选硫化铜矿物，再以硫化钠为硫化剂、丁基黄药+烷基羟肟酸为捕收剂采用1粗3精2扫流程浮选氧化铜矿物，获得了Cu品位为46.92%、回收率为71.57%的硫化铜精矿和Cu品位为29.23%、回收率为16.08%的氧化铜精矿，总精矿Cu品位为42.17%、回收率为87.65%，选别指标较好。     

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。     

西藏某含银氧化铅矿石选矿工艺研究

西藏某含银氧化铅矿石含铅5.01%,含银53.11 g/t,铅的氧化率为41.72%。为开发利用该矿石,进行了系统的选矿工艺研究。结果表明:在磨矿细度为-0.075 mm占60%时,以水玻璃为分散剂、抑制剂,Na_2S为硫化剂,丁黄药为捕收剂,2~#油为起泡剂,经1粗3精2扫闭路浮选,获得的铅精矿产率为7.35%,含铅62.87%,铅回收率为92.23%,铅精矿含银658.14 g/t,银回收率达到89.66%。硫化铅与氧化铅混合硫化浮选提高了铅矿物整体的可浮性,实现了铅与银在较粗磨矿细度条件下的浮选回收,能够降低磨矿成本,而且可以满足现场尾矿回填对粒度的要求。     

某铅锌浮选尾矿有价金属浮选综合回收

以某铅锌浮选尾矿为研究对象,采用"尾矿再磨—铅锌混合浮选—活化选锌"工艺对原尾矿中的有价金属元素进行综合回收试验研究。结果表明,在磨矿细度-74μm占82%的条件下,以乙硫氮和丁基黄药为铅锌混合浮选捕收剂,锌浮选采用硫化钠和硫酸铜活化,以丁基黄药和异戊基黄药为捕收剂,开路试验所得浮选产品中铅锌混合精矿中铅、锌的回收率分别为36.4%和18.0%,锌粗精矿中锌的回收率达到57.6%,原尾矿中有价金属元素得到了有效回收。     

某铜铅锌多金属硫化矿浮选试验研究

云南某铜铅锌多金属硫化矿铜品位0.45%、铅品位3.18%、锌品位4.21%,含银30.10 g/t,有用矿物以黄铜矿、闪锌矿、方铅矿等为主。黄铜矿与闪锌矿相互交代连生或混染包裹,铜、锌矿物粒度粗细不均。85.11%的铜以原生硫化铜的形式存在,铅、锌也均主要赋存于硫化矿中。浮选试验结果表明,在磨矿细度-0.074 mm 80%的条件下,以CaO+Na2S+Na₂SO₃+ZnSO₄作调整剂、异丙基黄药作捕收剂、730A作起泡剂,1粗3精2扫铜铅混合闭路浮选可获得产率650%,铜品位5,20%、铅品位43.64%,铜回收率75.11% 、铅回收率93.00%的铜铅混合精矿;铜铅混合尾矿以CuSO₄作活化剂、丁基黄药作捕收剂经1粗2精2扫闭路流程选锌可获得产率7.60%、品位46.94%、回收率85.76%的锌精矿;铜铅混合精矿经1粗1精分离浮选可获得品位42.23%、回收率8638%的铅精矿和品位27.65%、回收率61.88%的铜精矿;铜、铅、锌精矿指标均达到相应的产品质量标准,并综合回收了银。试验结果可为该矿石的开发利用提供技术参考。     

云南水源地区某氧化铜矿石选矿试验

云南水源某铜矿石铜品位为0.88%,56.6%的铜以硫化铜形式存在,43.4%的铜以氧化铜形式存在。矿石矿物组成复杂、泥化现象严重。为给该铜矿石的合理开发利用提供参考,进行了先浮选硫化铜矿物再浮选氧化铜矿物的工艺流程试验。结果表明,在磨矿细度为-200目占80%条件下,以CaO(加入磨机中)和水玻璃为抑制剂、丁黄药为捕收剂经1粗2精硫化铜浮选,硫化铜浮选尾矿经水力旋流器脱泥后,沉砂以硫化钠为活化剂、羟肟酸钠+丁黄药为捕收剂经1粗2精2扫氧化铜浮选,获得的混合铜精矿铜品位为20.13%、回收率为72.81%。氧化铜浮选前经水力旋流器脱泥减轻了矿泥在矿浆中的循环、积累现象,使精矿由四级品提高到三级品,具有较好的经济效益。     

四川甘洛某氧化铜矿石浮选试验

甘洛铜矿石铜品位平均为1.96%,有害元素含量极低。矿石自然类型单一,铜矿物以孔雀石为主。为实现该铜矿石的有效回收利用,采用混合浮选工艺进行选矿试验。结果表明,在磨矿细度-0.074 mm 77%、活化剂硫化钠用量3 000 g/t,组合捕收剂丁基黄药+丁基铵黑药+羟肟酸钠用量120+60+30 g/t条件下,采用2粗2扫4精混合浮选闭路流程处理矿石,可获得铜品位24.07%、回收率77.12%的铜精矿,损失在尾矿中的铜矿物孔雀石主要与铁质混杂、多充填在裂隙或显微裂隙内,粒度微细,单体解离非常困难,因此难以回收。     

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。