江西某低品位次生蓝辉铜矿石选矿试验

江西某蓝辉铜矿石铜品位为0.30%,原生硫化铜仅占总铜的6.67%,次生硫化铜占总铜的80.00%,主要铜矿物蓝辉铜矿多以不规则粒状集合体形式充填在脉石或黄铁矿粒间,大部分易与黄铁矿解离,细粒蓝辉铜矿与黄铁矿不易单体解离。为高效回收该铜矿资源,进行了选矿试验研究。结果表明,矿石在磨矿细度为-200目占70%的情况下,采用1粗2精1扫铜硫混浮、混浮精矿1粗2精1扫铜硫分离、铜硫分离精选1尾矿和扫选精矿合并再磨至-325目占85%后再返回,其余中矿直接顺序返回流程处理,最终可获得铜品位为20.29%、含硫42.97%、铜回收率为71.02%的铜精矿,以及硫品位为37.42%、含铜0.28%、硫回收率为80.04%的硫精矿,较好地实现了铜和硫的回收。     

福建某铜矿石选铜试验

福建某铜矿石有用矿物有硫化铜和黄铁矿。对该矿石进行了优先浮铜工艺技术条件研究,结果表明,采用2粗4扫、粗精矿合并1次精选、中矿顺序返回流程处理,最终获得了铜品位为22.44%、铜回收率为90.23%的铜精矿,铜精矿硫回收率仅为17.58%,为铜尾矿选硫取得较高硫回收率创造了条件。     

云南某难选氧化铜矿浮-磁联合选矿试验

为高效回收利用铜品位为1.28%的云南某氧化铜矿,根据原矿高氧化率、高结合率、嵌布粒度细的特点及不同含铜矿物可浮性和磁性的差异,试验研究采用先浮硫化铜后浮氧化铜-浮选尾矿强磁选的原则工艺流程。试验结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm 84.5%的条件下,进行硫化铜1粗1扫2精浮硫化铜矿,硫化铜浮选尾矿再进行1粗3扫3精浮氧化铜矿,浮选尾矿通过磁选综合回收铜工艺,最终获得的硫化铜精矿铜品位为24.75%,铜回收率为33.03%;获得的氧化铜精矿铜品位为16.12%,回收率为39.25%;获得的磁选精矿铜品位为9.71%,铜回收率为12.50%;总精矿铜品位为16.77%,总铜回收率为84.78%,获得了满意的试验指标。      

高含磁黄铁矿铜硫矿石浮磁联合分选试验

某高硫铜矿石磁黄铁矿和绿泥石等易泥化脉石矿物含量较高,且磁黄铁矿的可浮性和磁性差异较大,对铜硫分离浮选干扰很大。根据矿石性质,采用铜浮选(铜中矿再磨)—磁选回收磁黄铁矿—硫强化浮选的浮磁联合分选工艺进行了试验研究,即首先在较低碱度下采用选择性组合捕收剂(BK-306+TL-1)优先选铜,铜中矿再磨再选;然后采用磁选回收磁性硫化物,最后以丁基黄药+AT608组合捕收剂并辅之以BK546高效硫活化剂强化浮选回收硫矿物,使矿石中的铜和硫铁矿物得到了有效的分离回收。闭路试验获得含铜28.38%、铜回收率87.33%的铜精矿,含硫36.80%、含铁57.97%、磁硫品位(Fe+S)94.77%、硫回收率31.13%的磁黄铁硫精矿,以及含硫49.06%、硫回收率57.73%的硫精矿,硫总回收率为88.86%。     

豫西某高硫低铜铁矿石铜硫尾矿选铁试验

铁品位为26.06%的铜硫浮选尾矿中残存有少量难浮磁黄铁矿,弱磁选回收其中的磁铁矿时,该部分磁黄铁矿因磁性较强而进入铁精矿中,导致铁精矿硫含量严重超标。为了获得合格铁精矿,对铜硫浮选尾矿弱磁选铁精矿进行了反浮选脱硫试验研究。结果表明,采用1粗1精1扫、中矿顺序返回闭路流程处理铁品位为63.14%、硫含量达2.05%弱磁选精矿,最终获得了铁品位为64.53%、含硫0.28%、铁回收率为47.09%的合格铁精矿。弱磁选铁精矿反浮选脱硫效果良好,可作为现场改造的依据。     

内蒙某磁黄铁矿型硫化铜矿选矿试验

内蒙某磁黄铁矿型硫化铜矿由于采出矿石硫品位不断升高,给铜硫综合回收带来了不利影响。为此,对铜硫综合回收工艺及技术条件进行了研究,结果表明,在磨矿产品细度为-74 μm占75%,以QP-03为铜矿物捕收剂、X为浮铜尾矿中硫的活化剂,采用1粗2精1扫浮铜、1粗1精1扫选硫、中矿顺序返回的优先浮选闭路流程处理该矿石,可以获得铜品位为20.81%、回收率为92.97%、含硫38.81%的铜精矿,以及硫品位为34.37%、回收率为52.49%、含铜0.34%的硫精矿。     

安徽某铜多金属矿选矿试验

安徽某多金属铜矿石铜品位0.96%,硫品位7.30%,含金0.28 g/t、银16.3 g/t,硫、金、银达到综合利用标准。铜主要以硫化铜的形式赋存于黄铜矿中,氧化率较低,硫主要存在于磁黄铁矿和黄铁矿中。对该矿石进行选矿试验,通过采用1粗2精2扫优先浮铜—浮铜尾矿2粗2精2扫选硫、中矿顺序返回闭路浮选,最终可获得铜精矿品位19.29%、回收率91.75%,硫精矿硫品位37.70%、回收率61.01%的良好指标,同时在铜精矿和硫精矿中富集了回收率分别为75.06%、87.04%的金、银,实现了有价金属金、银的综合回收,提高了资源利用率。试验结果可为该多金属铜矿石的开发利用提供技术依据。     

某高硅铜硫矿石分选试验

广西某高硫铜矿石中滑石等易浮硅质矿物含量高,现场采用弱磁选-浮铜-浮硫工艺流程进行分选,除弱磁选能较好地回收磁黄铁矿外,黄铜矿浮选和黄铁矿浮选均因易浮硅质矿物的干扰而难以获得合格精矿。为此,在大量探索试验的基础上,采用弱磁选-黄铜矿和硅质矿物混合浮选-混浮精矿铜硅摇床分离-混浮尾矿浮黄铁矿的工艺流程处理该矿石,获得了磁选硫精矿硫品位和回收率分别为38.69%和64.48%,浮选硫精矿硫品位和回收率分别为44.57%和30.99%,铜精矿铜品位和回收率分别为13.87%和63.89%的良好试验指标,有效地综合回收了铜、硫矿物。     

铜陵有色某矿山磁选尾矿连选回收硫试验

铜陵有色某矿山为解决铜(含金银)、铁回收后的选硫精矿品质问题,在小型条件试验基础上进行了连选选硫试验。结果表明:①磁选尾矿中金属矿物主要为黄铁矿、磁黄铁矿,黄铁矿、磁黄铁矿的解离度均在90%左右,粒度主要分布在10～60μm;脉石矿物主要是石英,其次为方解石、石榴子石等。②磁黄铁矿可浮性比黄铁矿差,且与易浮脉石矿物可浮性相近,是造成浮选工艺很难获得高品质的硫精矿的原因。根据黄铁矿与磁黄铁矿可浮性差异,以及磁黄铁矿和脉石矿物磁性的差异,采用分步浮选、中矿强磁选、强磁选精矿浮选工艺连选,获得了含硫40.36%、含铁49. 25%,全硫+铁品位为89.61%,硫回收率为66.78%的总硫精矿,该精矿经烧酸之后,硫酸烧渣铁品位可达65%,大大提高了硫酸烧渣的附加值。③产品镜下分析表明,磁选尾矿中主要有用矿物为黄铁矿和磁黄铁矿;硫精矿1中金属矿物以黄铁矿为主;精选1尾矿和精选2尾矿中金属矿物主要是磁黄铁矿;硫精矿2中金属矿物以磁黄铁矿为主。这表明分步浮选、中矿强磁选、强磁选精矿浮选工艺是回收磁选尾矿中黄铁矿和磁黄铁矿的合理工艺。④本次连选试验的尾矿2(即强磁选尾矿)含硫较高,达14.53%,以非磁性磁黄铁矿为主,后续应开展该部分含硫矿物的回收研究。     

高含磁黄铁矿铜硫矿石选矿试验研究

某高硫铜矿石磁黄铁矿和绿泥石等易泥化脉石矿物含量较高,且磁黄铁矿的可浮性和磁性差异较大,对铜硫分离浮选干扰很大。根据矿石性质,采用铜优先浮选—磁选回收磁黄铁矿—硫浮选工艺进行了选矿试验研究,即首先在较低碱度下采用铜选择性捕收剂组合(BK-306 TL-1)优先选铜;然后采用磁选回收磁性磁黄铁矿,再以高效硫活化剂BK546和组合捕收剂(丁基黄药 AT608)强化浮选回收硫矿物,实现了矿石中铜、硫的有效回收。闭路试验获得含铜24.81%、铜回收率86.31%的铜精矿,含硫37.83%、含铁58.21%、磁硫品位(Fe S)96.04%、硫回收率40.60%的磁黄铁硫精矿,以及含硫46.05%、硫回收率47.90%的硫精矿,硫总回收率为88.50%。     

某复杂铜铅锌多金属矿选矿试验

针对某复杂铜铅锌多金属矿的性质特点,采用弱磁选脱硫-铜铅混浮-混合精矿铜铅分离-混浮尾矿选锌的原则流程对该矿石进行选矿试验研究。在矿石磨矿细度为-0.074 mm占90%的情况下,采用1次弱磁选选硫、1粗2精2扫铜铅混浮、1粗2精1扫铜铅分离、1粗3精2扫选锌、中矿顺序返回流程处理该矿石,最终获得了铜品位为24.79%、铜回收率为55.78%的铜精矿,铅品位为51.34%、铅回收率为83.55%的铅精矿,锌品位为45.63%、锌回收率为62.71%的锌精矿,硫品位为35.12%、硫回收率为80.08%的硫精矿。铜精矿含银229.53 g/t,铅精矿含银196.20 g/t,铜、铅精矿中银的总回收率为50.29%。     

大宝山难选铜硫矿石选矿新工艺研究

广东大宝山铜硫矿石铜品位低,主要金属矿物黄铜矿与黄铁矿、磁黄铁矿等嵌布关系复杂,磁黄铁矿可浮性与黄铜矿相近,采用单一浮选工艺处理该矿石难以获得较好的铜硫分离指标。为探索该难选铜硫矿石铜硫高效分选工艺,在对其进行工艺矿物学分析基础上进行了选矿新工艺研究。结果表明:原矿磨细至-0.074 mm占80.10%,经1粗3扫铜浮选,粗选精矿再磨至-0.074 mm占90%经磁选脱除磁黄铁矿,非磁性产品经3次铜精选,可以获得铜品位为18.57%、回收率为80.26%的合格铜精矿,浮铜扫选尾矿经1粗1扫硫浮选,与磁性产品合并后可以获得硫品位为45.35%、回收率为87.12%的硫精矿,铜硫得到有效分离。     

某选锌尾矿中硫矿物的回收试验

某浮锌尾矿中硫含量为10.13%,主要硫化物为磁黄铁矿和黄铁矿。采用磁-浮联合流程进行了硫回收试验研究,通过1粗1精弱磁选和1粗1精1扫浮选可获得硫品位为35.59%、回收率为64.82%的磁选硫精矿和硫品位为31.09%、回收率为23.42%的浮选硫精矿,综合硫精矿硫品位为34.27%、回收率为88.24%。     

甘肃某低品位难选铜硫矿选矿试验

根据甘肃某低品位难选铜矿石的特点,进行了铜硫混合浮选、混合精矿铜硫分离条件研究,试验确定的工艺技术条件可有效解决次生硫化铜含量高所造成的铜硫难以分离问题。在铜硫混合浮选磨矿细度为-0.074 mm占70%、铜硫混合精矿再磨细度为-0.043 mm占90%的情况下,采用1粗2精1扫混浮铜硫、铜硫混合精矿再磨后1粗1扫2精铜硫分离、中矿顺序返回流程处理该矿石,最终可获得铜品位为16.25%、回收率为63.92%的铜精矿,以及硫品位为37.45%、回收率为80.10%的硫精矿。     

辽宁某硫化钼矿选矿试验

为高效开发利用辽宁某钼矿石资源,在工艺矿物学研究的基础上,对该矿石进行了选矿试验研究。结果表明,该资源为嵌布粒度微细的辉钼矿矿石资源,钼品位为0.217%,有综合回收价值的元素硫主要以黄铁矿和磁黄铁矿的形式存在;磨矿细度为-200目占67%的矿石经2粗2扫浮钼,钼粗精矿再磨至-400目占92.10%后经6次钼精选,钼扫选尾矿1粗1扫2精选硫,中矿顺序返回流程处理,最终获得了钼品位为49.43%、回收率为91.11%的钼精矿,硫品位为53.00%、回收率为73.03%的硫精矿,钼、硫回收指标理想,因此,试验确定的闭路试验流程是该矿石开发利用的合理工艺流程。     

西藏某含金浸染状次生硫化铜矿石浮选回收铜金试验

西藏某浸染状次生硫化铜矿石铜品位为1.86%，原生硫化铜占总铜的15.05%，次生硫化铜占总铜的76.88%，主要铜矿物为斑铜矿、黄铜矿，其他金属矿物有黄铁矿、磁黄铁矿等；脉石矿物以石榴石、辉石、石英等为主。为了确定该矿石中铜、金的适宜回收工艺，进行了选矿试验。结果表明，矿石在磨矿细度为-0.074 mm占70%的情况下进行1粗2精快速浮选，1粗2扫常规浮选，快速精选1尾矿与常规粗选精矿合并再磨至-0.038 mm占80%的情况下进行1粗2精2扫铜硫分离，获得的快速浮选精矿铜品位为27.05%、金品位为8.28 g/t，铜、金回收率分别为60.79%、50.90%；常规浮选铜精矿铜品位为17.06%、金品位为5.02 g/t，铜、金回收率分别为29.81%、23.99%。快速浮选+常规浮选、快速精选1尾矿与常规浮选粗精矿再磨再选工艺流程既能避免铜矿物的过磨，保证铜的回收率，又可得到较高品位的铜精矿，获得较好的铜、金回收指标。     

某细—微细粒嵌布的硫化铜矿石浮选试验

某硫化铜矿石中的金属矿物主要为斑铜矿、黄铜矿及辉铜矿,黄铁矿和硫铜钴矿微量,脉石矿物主要为石英。矿石中铜矿物嵌布粒度极不均匀,少部分铜矿物嵌布粒度较粗,主要为细—微细粒嵌布的铜矿物,细者甚至小于10μm。为确定该矿石的高效选矿工艺进行了选矿试验。结果表明:铜品位为3.85%的矿石在磨矿细度为-53μm占80%的情况下,采用2粗2精3扫流程进行粗粒开路浮选,粗粒浮选中矿集中再磨至-10μm占80%的情况下,采用1粗1精流程进行细粒开路浮选,可获得铜品位为41.86%、回收率为59.01%的粗粒精矿,铜品位为33.27%、回收率为26.43%的细粒精矿,总精矿品位为38.76%、回收率为85.45%。采用粗细分级分选开路浮选流程回收矿石中的硫化铜,既解决了含铜粗粒连生体在流程中的循环,又发挥了粗细分选优势,还避免了微细粒中矿返回对流程的影响,是粒度极不均匀嵌布的硫化铜矿物的高效回收工艺。高品位微细粒中矿中的铜将采用生物氧化浸出工艺回收有利于提高总铜回收率。     

马来西亚某高硫铜矿磁选-浮选工艺试验研究

采用磁选-浮选联合工艺回收马来西亚某高硫铜矿中的铜, 在磁场强度1.0 T条件下经过2次磁选预处理, 磁选精矿经一粗二精浮选得到铜品位11.15%、回收率24.29%的铜精矿1, 磁选尾矿经二粗三精一扫浮选得到铜品位6.07%、回收率36.39%的铜精矿2, 铜总回收率为60.68%, 实现了铜硫分离。     

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。     

某复杂硫化铜矿伴生磁铁矿提铁降硫试验研究

某复杂硫化铜铁矿石原矿含铜0.36%,含硫34.32%,含全铁40.07%,其中磁性铁6.20%左右,硫化铜、黄铁矿、磁黄铁矿及磁铁矿共生关系紧密,矿石性质复杂,分选难度大。原生产工艺为经一段磨矿后优先选铜,浮选铜尾矿再磁选回收磁铁矿,但铁精矿中含硫较高,达4%~5%,产品销售困难。在工艺矿物学研究的基础上,采用优先浮选回收硫化铜矿,选铜尾矿磁选回收磁铁矿,磁选铁精矿采用组合活化剂进行活化浮选脱硫。开展了磨矿细度条件、硫化铜矿浮选工艺条件、磁选工艺条件及磁选精矿活化浮选工艺条件等试验。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占75%的条件下,经一粗二精一扫工艺流程获得了含铜18.59%,回收率为82.00%的铜精矿;选铜尾矿在磁场强度为1 400A/m的条件下磁选选铁,磁选铁精矿采用L1+L2组合活化剂进行活化浮选脱硫,经一粗一扫的工艺流程选别后获得了含铁66.14%,含硫1.03%,磁性铁回收率为64.97%的铁精矿,其中含硫比原生产工艺降低了近4%。