硫化浮选从某铜矿尾矿中富集铜的研究

简述氧化铜处理的现状,介绍某铜尾矿浮选的条件和结果,讨论磨矿细度,药剂用量对某铜尾矿浮选的影响。两次粗选、一次扫选、两次精选的开路试验结果表明,在磨矿细度为95%-74μm、硫化钠3000g/t、丁基黄药300g/t、羟肟酸80g/t、松醇油60g/t、pH值8.5左右、矿浆浓度30%、浮选时间20min的条件下可以得到品位18.63%的铜精矿,铜回收率53.28%,试验效果良好。     

某堆存尾矿浮选金的试验研究

通过硫酸铜和硫酸铵的协同活化作用,使某长期堆存尾矿中的金获得了较好的回收,其试验指标为金精矿含金13.38g/、t金回收率87.55%,为浮选回收该堆存尾矿中的金提供了可行的技术依据。     

某铜浮选尾矿中锌的综合利用综合

某含锌铜矿床所生产的铜精矿中锌含量过高，且尾矿中未综合回收。     

硫化浮选法处理难选氧化铜矿的技术研究

针对氧化率高达93%的云南某氧化铜矿,通过分段添加硫化钠,分时进行硫化浮选,控制硫化钠用量和硫化浮选时间,进行了一系列试验室浮选试验,获得了铜精矿中铜的综合品位为14.52%,铜的总回收率为72.29%的铜精矿;银的综合品位为366.7 g/t,银的总回收率为48.07%银精矿,取得了较好的选矿技术指标,为开发类似铜矿提供了技术依据。     

某低品位铅锌尾矿的浮选试验研究

针对某品位低、深度氧化且含铁、硅较高的复杂氧化铅锌尾矿,采用硫化-黄药法和硫化-胺法分别浮选氧化铅锌,在铅、锌给矿品位分别为2.54%和3.86%条件下,获得了铅品位41.43%、回收率67.50%的铅精矿,和锌品位40.31%、回收率为73.72%的锌精矿.     

斑岩铜—金矿和难处理含金硫化矿中金的浮选研究

全世界黄金的生产主要来自玉岩铜矿和含充化矿，浮选对硫化矿的预先富集及后续的熔炼，焙烧或湿法冶金来说均是一个重要的环节，莱克菲尔德研究对世界许多大型矿山的矿样进行了试验研究，这些矿山包括新发现和正在开采的大型矿山。     

某含滑石硫化铜矿浮选试验研究

随着采矿生产的变化,云南东川某硫化铜矿中滑石含量大幅度增加,由于滑石具有良好的天然可浮性,在浮选过程中常与目的矿物同时浮起,严重影响选别指标。针对铜品位为0.4%的原矿,试验采用CMC和六偏磷酸钠作为滑石的组合抑制剂,硫化钠为调整剂,丁基黄药为捕收剂,一段磨矿细度为-0.074 mm含量74.58%,采用一段粗选、一段扫选、两段精选、中矿再磨的工艺流程,获得了铜品位17.81%、回收率83.00%的铜精矿,工艺流程可靠且选别指标较好,为现场技术改造提供了依据。     

某铜尾矿中磷灰石的浮选回收试验研究

为综合回收四川某铜矿尾矿中的低品位难选磷灰石，研制了新型捕收剂ZP-02，通过单矿物试验证实了ZP-02比油酸及氧化石腊皂具有更强的捕收能力和更好的选择性，并确定了水玻璃是欲分离脉石矿物石英的有效抑制剂，适宜的矿浆pH值为10。在单矿物试验的基础上，对实际尾矿样进行浮选试验，获得了P20，品位为25．32％、回收率为69．87％的磷精矿，实现了该尾矿中磷灰石的有效分选。对ZP-02中表面活性剂的增溶增效机理和水玻璃对石英的抑制机理进行了分析。     

硫化浮选-酸浸工艺回收某铜钴尾矿中的铜钴

四川会理某铜钴尾矿铜钴品位分别为0.84%和0.33%,-400目含量占65%,铜钴矿物氧化程度较高。为了充分回收其中的有用成分,减少金属残余对环境的潜在污染,采用硫化浮选-硫酸酸浸工艺进行了铜钴回收试验。结果表明：采用1粗2精2扫、中矿顺序返回硫化浮选流程处理该尾矿,最终可获得铜、钴品位分别为7.14%、4.15%,铜钴回收率分别为76.11%、87.16%的铜钴混合精矿;在硫酸与铜钴混合精矿质量比为15%,液固比为4∶1,浸出温度为75 ℃,浸出时间为100 min的情况下用硫酸酸浸铜钴混合精矿,铜、钴的浸出率分别为86.74%、81.36%。对应试样的铜、钴回收率分别为66.01%、70.91%,较好地实现了该尾矿中有用成分的回收。     

云南某硫化铜矿浮选试验研究

针对云南某单一硫化铜矿,进行了系统的浮选试验研究,通过Mac-10与680黄药捕收剂的组合使用,经过两段磨矿,闭路试验指标：铜精矿品位27.32%,回收率93.10%。元素银在铜精矿中也得到富集,便于综合利用。     

Study on sulphidization roasting and flotation of cervantite

A new technology, sulphidization roasting of antimony mineral cervantite with elemental sulfur followed by froth flotation is reported in this paper. The effects of roasting temperature and time, sulfur to antimony molar ratio on the properties of treated product and its flotation behavior were studied. Optimum roasting conditions are: roasting temperature 723 K; roasting time 30 min; and sulfur to antimony molar ratio of 1.5. Under these conditions, the mineral phase changed from cervantite to stibnite as expected. The flotation recovery of the sulphidized cervantite is over 90%. A flotation concentrate grading 21.04% Sb with a recovery of 77.15% is achieved by sulphidization roasting and flotation from a feed grading 1.11% Sb in which cervantite is the main antimony mineral.     

新疆泥质难选氧化铜矿浮选试验研究

新疆某氧化铜矿原矿品位为1.03%,原矿中铜矿物种类多,矿石可浮性差异大,且以并不多见的难选赤铜矿为主,氧化率高,钙镁等碱性脉石含量也较高,同时,原矿中-20μm矿泥含量高达60%,属于泥质难选铜矿,且该矿泥是以火山尘的形式存在,大量矿泥的存在不仅消耗大量药剂,增加了操作难度,而且还恶化浮选环境,导致铜精矿品位和回收率低.由于采用传统的浮选药剂不能有效处理该矿石,因此,在原矿性质研究基础之上,采用一粗二精三扫一精扫的闭路流程,通过添加高效组合矿泥抑制剂CHO+A22,有效地抑制了矿泥在浮选过程的上浮,解决了浮选过程泡沫多且矿浆粘性大的问题,使整个浮选工艺顺畅进行,最终获得了铜品位18.18%,铜回收率为75.04%的良好指标,为高泥难选氧化铜矿的分选提供了一条新途径.     

某高硫难选铜矿的选矿试验研究

某高硫难选硫化铜矿,矿石中含铜1.39%,金0.85g/t,硫16.18%,在浮选时加入高效抑制剂YJ-4,采用BJ-9和丁铵黑药作为组合捕收剂,铜精矿品位和回收率均提高的情况下,铜精矿中金的品位提高2.3倍,回收率增加了34.61%。工业试验在不改变流程结构的前提下,采用新的药剂制度,调试流程精矿品位比现场流程的精矿品位高1.57%,回收率高4.54%,技术指标较好,对同类矿山具有一定的参考价值。     

云南某难选氧化铜矿选矿试验研究

云南某氧化铜矿有用矿物嵌布不均匀,且与脉石共生关系复杂,多呈细粒状、微细粒状包裹或镶嵌于石英中。本文对含铜1.04%、氧化率52.94%的原矿进行了浮选试验研究,结果表明,可获得铜精矿含铜20.54%、回收率80.57%的技术指标。若进一步对浮选尾矿进行酸浸处理,可使铜总回收率达到89.27%。     

某难选混合铜矿选矿工艺试验研究

针对云南某地难选混合铜矿进行了选矿试验研究。结果表明:采用混合捕收剂,经过两次粗选和三次精选的浮选流程,可获得铜精矿品位为15.52%、回收率为81.71%的较好浮选指标。该工艺流程简单,易于工业化生产。     

某难浸金矿堆浸尾矿的利用

介绍了西北某难浸金矿堆浸尾矿利用的试验结果,先采用浮选工艺,获得产率４．０９％ 、金品位６４．７２ｇ／ｔ、回收率７０．７７％ 的浮选精矿;浮选精矿经焙烧后氰化浸出,金浸出率达９５．７３％ ;浮选尾矿直接氰化浸出,金的浸出率可再增加１４．１０％ ,从而获得金总收率８１．８５％ 的优异指标。初步技术经济分析结果表明,采用本文介绍的方法利用该类尾矿资源,经济效益较好。     

某铜矿山浮选尾矿中铜硫回收工艺技术

我国西南部某特大型铜矿山浮选尾矿中铜品位0.21%,硫品位2.10%,含金0.11g/t。该矿石中目的矿物嵌布粒度细,与脉石矿物嵌布关系复杂,另外,因该矿山建设投产较早,受限于当时选矿技术水平相对较低,选矿指标不理想,有较多的铜损失在尾矿中。随着国家经济发展对资源需求量的逐步提高,针对老尾矿开展资源回收再利用,实现有价资源的应收尽收,具有重要的实践意义。因此,本文针对该尾矿开展了详细的选矿试验研究,通过工艺及药剂制度的研究,开发了高效捕收剂BKL-1,采用“铜硫依次优先浮选”的工艺流程,实验室闭路试验获得了铜品位20.11%,含金3.11g/t,铜回收率81.63%、金回收率25.39%的铜精矿及硫品位42.15%、硫回收率81.18%的硫精矿,在减少尾矿排放的同时,进一步实现了有用资源的综合回收。     

云南某难选混合铜矿选矿试验研究

所研究的矿石原矿品位低,共生关系复杂、铜的嵌布粒度细,难以获得理想的选矿指标。本文根据矿石的特点,采用细磨加强了矿物的解离。最终获得了铜精矿含铜24.57%,回收率84.14%的满意指标。     

云南某低品位硫氧混合型铜矿浮选试验研究

云南某铜矿,铜品位仅0.47%,氧化率为23.02%;矿物组成虽简单,但对浮选有害的碱性脉石矿物含量较高;总体来看,该矿属低品位难选硫氧混合型铜矿。针对该矿的性质特点,对其进行了浮选试验研究,结果表明:在丁黄药 丁铵黑药(2:1)组合作为捕收剂、其用量150g/t,磨矿细度85%-200目,活化剂硫化钠用量500 g/t的条件下,采用“一粗-一扫-三精”浮选工艺,可获得较好的技术指标,最终铜精矿品位和回收率高达17.56%和90.80%,为低品位难选硫氧混合型铜矿资源的开发利用提供了有力的参考依据。      

某低品位铜矿磨机给矿预先分级-浮选实验

铜矿物过磨是浮选时铜损失的原因之一。磨机给矿预先分级-粗粒磨矿-合并再浮选工艺可以一定程度上减少磨矿过程中-10μm难选矿泥的产生,减少-10μm粒级铜浮选损失,从而提高了铜的回收率。本文进行某低品位铜矿的磨机给矿直接磨矿浮选与磨机给矿预先分级-粗粒磨矿-合并再浮选对比实验,闭路实验结果表明：控制铜精矿的铜品位相当时,磨机给矿直接磨矿浮选的铜回收率为89.87%,磨机给矿预先分级粒-粗粒级磨矿-合并再浮选的铜回收率为91.19%,磨机给矿预先分级粒-粗粒级磨矿-合并再浮选工艺较磨机给矿直接磨矿浮选的铜回收率高1.32%。