某低品位铜铅锌多金属硫化矿选矿工艺研究

某低品位铜铅锌多金属硫化矿的原矿品位分别为Cu 0.47%、Pb 1.236%和Zn 0.891%。矿石中铜铅锌有用矿物的嵌布粒度较细且共生关系较复杂。试验着重探讨了磨矿细度、浮选捕收剂和调整剂的优化,在解决矿物有效解离的前提下,提高铜铅锌浮选分离的选择性。当原矿磨矿细度为-0.074mm占80%时,采用乙硫氮作捕收剂,石灰、硫酸锌和亚硫酸钠作调整剂,粗选获得的铜铅混合粗精矿再磨至-0.043mm占81.31%后,经两次精选获得铜铅混合精矿。铜铅混合精矿采用活性炭脱药,亚硫酸钠和CMC组合抑铅,Z200浮选铜,实现了铜铅分离。铜铅混合浮选尾矿,采用硫酸铜活化,丁基黄药作捕收剂,浮选获得锌精矿。最终浮选指标为:铜精矿的铜品位27.26%,铜回收率80.62%;铅精矿的铅品位59.35%,铅回收率85.20%;锌精矿的锌品位41.14%,锌回收率为82.74%。为该低品位铜铅锌多金属硫化矿资源的开发利用提供了可行的技术方案。     

含银铜硫矿石优先浮选与混合浮选工艺对比试验

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。结果显示,在磨矿细度-0.074mm占90%条件下,采用"一次粗选—两次精选—两次扫选"的优先浮铜工艺,可获得铜品位20.17%、回收率98.41%,银品位277.9g/t、回收率92.38%的铜精矿;经"一次粗选—两次精选—两次扫选"选硫,获得硫品位37.11%、硫回收率43.76%的硫精矿。在磨矿细度-0.074mm占80%条件下,采用"一次粗选—三次精选—两次扫选"的铜硫混合浮选和"一次粗选-一次精选-一次扫选"铜硫分离工艺,获得铜品位20.03%、回收率93.37%,银品位259.5g/t、回收率82.41%的铜精矿;硫精矿硫品位32.34%、硫回收率26.01%。优先浮选精矿铜、银品位及回收率均高于混合选浮工艺,且优先浮选工艺过程稳定可靠,药剂制度简单,适合生产,对类似含银铜硫矿石工艺流程的选择具有重要参考价值。     

磨矿细度在铜-钼硫化矿异步混合浮选分离工艺中的关键作用研究

针对某低品位铜钼多金属复杂硫化矿, 研究了磨矿细度在铜-钼硫化矿异步混合浮选分离工艺中的关键作用。采用异步混合浮选工艺流程, 得到铜-钼混合精矿、铜精矿和硫精矿, 然后再对铜-钼混合精矿进行再磨浮选分离, 通过优化和控制异步混合浮选工艺中的磨矿细度, 最终获得品位22.85%、回收率87.17%的铜精矿和品位48.85%、回收率68.96%的钼精矿。     

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。     

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。     

铜锌混合精矿分离组合抑制剂试验研究

试验矿样为广西某选厂铜锌混合精矿,该混合精矿铜锌矿物相互间嵌布粒度细,再次磨矿产生的次生铜离子对闪锌矿具有活化作用。针对该矿样的性质特点,试验采用混合精矿再磨-浮选分离的选矿工艺,研究结果表明,新型抑制剂DT与硫酸锌组合能有效除矿浆中的铜离子,高效抑制锌矿物。在混合精矿铜品位12.48%,锌品位12.75%的条件下,闭路试验经过一粗二扫一精得到铜精矿铜品位21.75%、铜回收率68.54%,锌品位降至6.88%,实现了铜锌的有效分离。     

西藏某低品位铜钼矿浮选流程对比

西藏某矽卡岩型低品位铜钼矿中主要有用矿物为黄铜矿、辉铜矿以及辉钼矿,原生硫化铜和次生硫化铜共占总铜的95.54%,辉钼矿占总钼的88.06%。分别采用铜钼混合浮选、等可浮和快速浮选三种试验流程进行浮选流程对比试验。结果表明,快速浮选流程效果较好。采用快速浮选经两段磨矿(一段磨矿细度-74μm占63%、二段磨矿细度-74μm占70%)、一次粗选、四次精选、三次扫选、中矿顺序返回的闭路流程处理该矿石,所用混浮粗选捕收剂Flomin-C7446+煤油用量为15+20 g/t,矿浆调整剂石灰用量为200 g/t,起泡剂松醇油用量为15 g/t,最终获得铜品位27.73%、钼品位1.47%,铜回收率93.26%、钼回收率84.66%的铜钼混合精矿。     

某低品位钼矿石浮选试验研究

我国某地区钼矿钼品位较低,并伴生铜。原矿钼品位0.060%,铜品位0.108%。根据矿石中铜钼矿物嵌布特征,试验采用铜钼混合浮选工艺流程,一段磨矿细度-75μm占70%,铜钼混合精矿再磨细度-38μm占95%,石灰为矿浆调整剂、水玻璃分散矿泥和抑制脉石、使用M105作捕收剂,分离时采用硫化钠抑制黄铜矿,经过多次精选产品达到合格品级。试验获得钼精矿钼品位为45.31%、钼回收率为81.07%,铜精矿铜品位为18.50%、铜回收率为82.63%。     

硅酸化硫化镍矿石浮选工艺探讨

某硫化镍矿石中硅酸镍占总镍的36.9%.在条件试验、开路试验基础上,采用“磨矿细度73%-200目,碳酸钠作调整剂,丁黄药、丁铵黑药、2^#油一次粗选、三次精选、四次扫选”的浮选流程,获得了镍品位2.96%、铜品位3.61%的混合精矿,镍、铜回收率分别为45.25%、73.82%;还介绍了该工艺的生产实践和改造及发展.     

某含泥高硫混合铜矿选矿试验研究

该矿石含泥量较高,黄铜矿与黄铁矿致密共生,原矿铜品位为0.99%,硫品位为18.32%。试验采用原矿洗矿—铜硫混合浮选—混合精矿再磨分离的原则流程。磨矿至-0.074 mm粒级含量占56%进行铜硫混选,混合精矿再磨矿至-0.074 mm粒级含量占90%进行铜硫分离。通过考察药剂制度对浮选的影响采用硫化钠400 g/t,丁基黄药∶丁基铵黑药(4∶1)80 g/t,松醇油35 g/t,石灰为1500 g/t,获得品位为15.95%、回收率为88.23%的铜精矿和品位为32.13%、回收率为69.84%的硫精矿。对同类别含泥高硫混合铜矿选矿具有一定指导意义。     

铜铅锌铁矿选矿工艺流程研究

红岭铜、铅、锌、铁多金属矿,铜、铅品位低,铅仅为0.04%。为综合回收各种有用矿物,进行了选矿工艺流程试验。多方案工艺流程试验比较后推荐铜铅混合浮选再分离-混尾选锌-锌浮选尾矿弱磁选的工艺流程。该流程很好兼顾了各种目的矿物的回收,取得较好的工艺指标,铜精矿品位23.52%、回收率71.27%,铅精矿品位45.77%、回收率59.78%,锌精矿品位54.05%、回收率93.65%,铁精矿品位66.09%、回收率33.50%。     

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。     

新疆某铜铅锌多金属硫化矿选矿工艺研究

新疆某铜铅锌多金属硫化矿铜、铅、锌矿物共生关系密切,矿石性质复杂。针对该矿石特点,采用铜铅混合浮选-混浮精矿铜铅分离-混浮尾矿浮锌的工艺流程进行选矿试验,获得了铜品位和铜回收率分别为28.34%和85.26%的铜精矿、铅品位和铅回收率分别为53.18%和85.53%的铅精矿及锌品位和锌回收率分别为57.40%和85.71%的锌精矿,为合理开发该矿石资源提供了依据。     

优先浮选与混合浮选工艺提高含金铜硫矿石回收率的对比试验

随着铜硫矿山资源的不断开采,入选矿石品位下降,矿石的组成和性质复杂、嵌布粒度细,共生关系密切。在对某含金铜硫矿石性质研究的基础上,采用优先浮选工艺与混合浮选工艺进行对比,探索两个工艺的最优流程与药剂制度,对精矿、尾矿进行分析,结果显示优先浮选工艺在细度-0.074mm 90%时取得的指标最优,获得铜精矿指标为：产率1.99%、品位21.25%、回收率91.62%、Au品位12.28g/t、Au回收率70.26%,硫精矿指标为：产率2.58%、品位49.59%,回收率54.47%;混合浮选工艺在磨矿细度为-0.074mm 80%时,获得铜精矿指标为：产率2.00%、品位19.15%、回收率83.04%、Au品位9.81g/t、Au回收率56.36%,硫精矿指标为：产率3.11%、品位39.14%,回收率51.85%。优先浮选艺流程简单,操作过程稳定可靠,指标较好,药剂制度简单,易于控制,适用于生产。对类似的含金铜硫矿物浮选具有重要参考价值。     

某含银高硫铜矿的选别流程对比实验研究

云南某含银高硫铜矿,矿石中矿物组成较为复杂,目的矿物硫化铜矿物、硫化铁矿物嵌布粒度不均匀且多数较细,银载体矿物分散。在矿石性质研究的基础上进行了选别流程对比实验研究。结果表明,采用优先浮选获得了铜品位21.60%、银品位602.84 g/t及铜回收率89.30%、银回收率54.39%的铜精矿,硫品位45.60%及硫回收率89.79%的硫精矿；采用混合浮选获得了铜品位21.24%、银品位598.42 g/t及铜回收87.38%、银回收率54.01%的铜精矿,硫品位46.38%及硫回收率87.92%的硫精矿。相对于混合浮选流程,在铜精矿中银回收率相近的情况下,优先浮选流程更充分的回收了矿石中的铜、硫,且流程稳定可靠及适合生产应用,可作为选矿工艺技术依据。     

云南某铜铅锌多金属矿石选矿试验研究

云南某铜铅锌多金属矿石铜、铅、锌含量分别为1.08%、1.51%、2.36%。为开发利用该矿石,对其进行了选矿试验研究。结果表明：原矿磨细至-0.075 mm占72.50%,以硫酸锌+EMT-12为抑制剂、EMS-602为捕收剂经1粗3精1扫优先选铜,选铜尾矿以石灰为调整剂、硫酸锌+EMT-12为抑制剂、EMS-001为捕收剂经1粗3精1扫选铅,选铅尾矿以硫酸铜为活化剂、丁基黄药+乙基黄药为捕收剂经1粗3精1扫选锌、选锌尾矿以EMH104+硫酸铜为活化剂、丁基黄药为捕收剂经1粗1扫选硫,可以得到铜品位为20.33%、回收率为86.29%的铜精矿,铅品位为55.68%、回收率为84.35%的铅精矿,锌品位为46.83%、回收率为86.97%的锌精矿,硫品位为38.96%、回收率为71.92%的硫精矿,达到了对铜、铅、锌、硫综合回收的目的。     

某铜钴矿选矿工艺研究

某铜钴矿铜品位0.85%,钴品位0.10%。铜主要以独立的铜矿物形式存在,绝大部分赋存在黄铜矿中;钴主要赋存于毒砂中。根据矿石性质,通过铜快速浮选-铜钴混合浮选再分离的工艺流程,先获得部分易浮铜精矿,再通过铜钴分离作业获得其余的铜精矿及富钴硫精矿。闭路流程可获得铜品位23.29%、铜回收率84.82%的铜精矿,以及钴品位2.63%、钴回收率63.07%的富钴硫精矿。     

澳大利亚Caim Hill磁铁矿选矿试验研究

针对澳大利亚Cairn Hill含铜、金的磁铁矿矿石,进行了先磁后浮及先浮后磁两大原则流程方案的选矿试验,并在先浮后磁的浮选方案中又进行了铜优先浮选流程和铜硫混合浮选两种流程方案试验。最终确定优先浮选铜、后浮选硫、尾矿弱磁选铁的先浮后磁联合工艺。小型闭路试验获得了铜品位21.15%、铜回收率88.94%、含金4.10g/t、金回收率49.50%的铜精矿和铁品位70.68%、铁回收率92.14%的铁精矿,以及硫品位40.58%、硫回收率57.80%的硫精矿。     

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。     

江西某铜选矿厂选铜工艺优化

江西某大型铜矿山受入选矿石嵌布粒度变细、嵌布关系变复杂、铜氧化率升高的影响,选矿生产指标不断下滑。为解决现场工艺流程的不适应问题,按较粗磨矿细度下部分优先浮铜-铜硫浮选-铜硫混合产品再磨后分离流程进行了选矿试验。结果表明,在一段磨矿细度为-0.074 mm占68%的情况下,采用1粗1精快速优先浮铜、1粗1扫铜硫混浮、优先浮铜中矿与混浮粗精矿合并再磨至-0.074 mm占98.07%后,再1粗1精1扫铜硫分离、铜硫分离中矿集中返回再磨的闭路流程处理该矿石,最终获得了铜品位为22.79%、铜回收率为86.04%的铜精矿,以及硫品位为43.86%、回收率为58.73%的硫精矿。该铜精矿品位和回收率较现场生产指标分别提高了1.46、3.60个百分点,指标改善显著。