提高永平铜矿选铜回收率的试验研究

永平铜矿选矿厂采用中矿循序返回的铜硫混合浮选-铜硫分离浮选工艺流程,因中矿单体解离不充分而影响铜的回收。为此,采用中矿选择性分级再磨新工艺进行了旨在提高永平铜矿选铜回收率的实验室试验和工业试验。实验室试验结果表明,与原工艺相比,新工艺铜回收率可提高0.64个百分点,同时铜精矿品位可提高0.43个百分点;工业试验中新工艺铜回收率提高了0.89个百分点,铜精矿品位提高了0.38个百分点,证明了新工艺工业实施的可行性。     

中矿选择性再磨提高湖北某铜矿回收率试验研究

针对湖北某铜矿原矿性质复杂、浮选作业铜矿物解离不充分、回收率较低的问题,试验采用高碱度优先浮选流程结合中矿选择性再磨进行研究,结果铜回收率达到81.23%,在保证精矿品位的情况下回收率提高1.53个百分点。对新、原流程精I入选矿石的解离度及筛分化验分析表明,中矿再磨能提高铜矿物解离度,使矿物在易选粒度级别富集。     

某难选铜矿选矿新工艺研究

针对某含砷黝铜矿和硫砷铜矿的难选铜矿的矿石性质,为得到砷含量合格的铜精矿,采用分步浮选的工艺流程,即先选用对黄铜矿选择性好的捕收剂Z‐200回收以黄铜矿为主的铜矿物,再以丁黄药和PQ为捕收剂回收以砷黝铜矿和硫砷铜矿为主的含砷铜矿物．对铜品位0．65％的原矿,获得两个含砷不同的铜精矿产品,铜品位22．44％、回收率36．48％的铜精矿1,铜品位18．45％、回收率46．45％的铜精矿2,总铜回收率为82．93％．其中铜精矿1含砷0．28％,铜精矿2含砷1．35％,铜精矿1达到了一级品铜精矿的含砷要求．     

高效选择性捕收剂AP的应用

AP是一种高效选择性铜捕收剂 ,对铜具有良好的选择性捕收能力 ,对硫捕收力弱 ,可以在部分优先浮选作业或快速浮选作业实现对单体解离铜矿物的早收 ,获得大部分高品位铜精矿 ,从而能提高最终铜精矿品位。AP已在选矿小型试验和德兴铜矿大规模工业试验及生产实践中成功应用     

甘肃某铜矿选矿新药剂应用研究

甘肃某铜矿为单一含铜浸染状黄铁矿石,研究结果表明,部分呈单体解离状态的细粒级铜矿物和黄铜矿富连生体进入尾矿是导致铜矿物损失的主要原因。通过试验研究,在不改变现场生产流程的情况下,采用捕收能力较强的新型药剂D60为捕收剂,小型试验和矿浆样验证试验均取得了良好的技术指标,新药剂方案铜回收率较现场药剂方案铜回收率均提高1%以上,可有效提高铜回收率。      

某难选铜矿石浮选实验研究

某铜矿石含铜0.84%,铜氧化率15.30%,含铁23.12%,铜铁矿物嵌布紧密,单体解离困难.当磨矿细度为-0.074 mm 92.55%时,铜的单体解离度为86%.针对该矿石特性,铜粗选采用选择性好、捕收能力强的DY-1作捕收剂,再磨中添加石灰,铜精选分离中采用调整剂TZ,取得铜精矿品位21.54%,回收率66.67%的选矿技术指标,为该铜矿的开发提供了可行的技术依据.     

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。     

青海某难选铜矿石选铜工艺优化研究

青海某高硫难选铜矿石由于生产现场铜矿物单体解离不充分,黄铁矿抑制效果不理想,以及未解离的铜硫连生体以中矿的形式反复循环,致使浮选过程不稳定、生产指标不理想。为改善生产指标,在现场流程考查明确了影响生产指标原因的基础上进行了选铜工艺优化实验室试验研究。结果表明,采用1粗3精3扫、精选1尾矿与扫选1精矿合并返回再磨、其余中矿顺序返回流程处理,在磨矿细度由-0.043 mm占75%提高至94%、精选硫抑制剂由石灰改为漂白粉+腐植酸钠、铜捕收剂由丁基黄药+MA改为Z-200的情况下,最终获得了铜品位为16.62%、铜回收率为80.75%的铜精矿,比现场铜精矿铜品位和铜回收率分别提高了2.05和0.54个百分点。新工艺方案对原工艺的改动很小,但生产指标改善明显,适合用于对原工艺进行优化改造。     

某高硫铜硫矿工艺矿物学研究

研究了某高硫铜硫矿的工艺矿物学。结果表明,原矿中铜品位为2.85%,硫品位为24.32%,金含量为0.48g/t,铜、硫、金是主要回收的元素。原矿中的金属矿物有黄铜矿、黄铁矿、蓝辉铜矿。目的矿物黄铜矿和黄铁矿的嵌布粒度差异较大,且铜矿单体解离度相对较差。在选择工艺流程时应该注重氧化铜矿物的回收,同时要选择合适的磨矿细度,保证目的矿物单体解离。     

中矿集中再磨工艺对铜浮选指标的影响

针对云南某铜矿浮选中矿单体解离度低的问题,开展了MLA测试和中矿再磨工艺试验研究。MLA测试结果表明,铜矿物主要分布在+38μm和-19μm粒级中,单体解离度仅为15. 02%～47. 27%,中矿集中再磨能有效改善其单体解离状况,单体解离度达到85%。试验研究结果表明,采用中矿集中再磨后返回粗选工艺流程,可获得铜精矿品位23. 28%、回收率96. 38%的优良指标。与当前的生产工艺流程相比,铜精矿品位提高了0. 31%,回收率提高了1. 25%,年增加经济效益可达202. 41万元。     

某低品位铜钨矿回收铜硫试验研究

某铜钨矿含铜0.197%、钨0.212%、硫6.32%。为后续选钨的顺利进行并充分利用铜硫资源,根据矿石低铜及高硫的特点,采用优先浮铜再活化选硫的工艺,最后获得了铜品位20.613%、回收率84.92%的铜精矿;硫品位42.63%、回收率87.20%的硫精矿。     

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%)。     

某低品位含炭铜钼矿石选矿试验研究

摘要：河南省某铜钼矿铜、钼含量低,部分有用矿物嵌布粒度细,与其它矿物共生紧密,且原矿中含有可浮性较好的石墨。针对原矿的矿石性质,经过合理的药剂制度和选矿试验研究,确定对该矿石采用铜钼混合浮选-铜钼分离-钼粗精矿再磨后精选的工艺流程,闭路试验流程从含铜0.42%,含钼0.021%的原矿中获得了含Cu 20.79%,回收率为90.18%的铜精矿和含Mo 46.27%,回收率为68.30%的钼精矿,并综合回收了伴生的金属银,取得了良好的浮选指标。     

西藏玉龙铜矿硫化矿选矿工艺流程的研究

玉龙铜矿硫化矿氧化率较高 (13 2 6 % ) ,次生铜含量大 (73 4% ) ,黄铁矿含量高 ,高岭石和蒙脱石的含量也较多 (18 6 1% ) ,矿石性质复杂、难选。通过多种选矿工艺流程探讨 ,确定采用铜硫混合浮选 -混合精矿再磨后铜硫分离 -混选尾矿分级后矿砂浮选、矿泥酸浸工艺。在小型试验基础上 ,完成了扩大连选试验。连选试验所获铜精矿铜品位2 0 47%、铜回收率 73 6 6 % ,加上矿泥酸浸 ,总铜回收率为 78 49%。     

福建某铜矿石浮选工艺优化试验研究

针对福建某铜矿铜精矿中铜品位低问题,通过选用选择性好的捕收剂Z-200、加大磨矿细度、延长铜精选时间等一系列优化措施,选别指标明显改善。闭路流程为一次粗选、三次精选、三次扫选优先选铜,选铜尾矿一次粗选、两次精选、一次扫选选硫,获得铜精矿含铜32.04%、含金6.28 g/t、含银187.00 g/t、铜回收率为86.86%、金回收率为46.08%、银回收率为47.47%,硫精矿含硫46.35%、含银32.40 g/t、硫回收率为50.44%,银回收率为34.23%。相比现场生产指标,铜回收率基本不变,铜精矿铜品位提高了近10%,其中的金品位和回收率分别提高了2.48 g/t、7.21%,硫品位下降了3.95%,硫精矿中硫回收率提高了20.74%。     

某铜钼钨矿石选矿试验研究

对某含铜钼钨矿石进行了浮选分离工艺研究。该矿石为钨重选毛砂,除钨矿物外,还富含铜、钼等有价金属硫化矿物。根据矿石性质,采用铜钼混合浮选—铜钼分离的浮选工艺,综合回收矿石中的钨、铜、钼。铜钼混合浮选时,采用高效活化剂BK546,有利于矿石浮选脱硫,提高铜钼回收率,并减少钨的互含损失。闭路试验获得钼精矿含钼57.90%、铜0.68%、钼回收率96.44%;铜精矿含铜37.32%、回收率99.64%;钨精矿含WO₃ 68.12%、铜0.025%、钼0.005%、钨回收率97.30%。实现了矿石中钨、铜、钼的有效分离回收。     

某低品位细粒嵌布硫化铜矿选矿工艺研究

对某低品位铜矿石进行了选矿试验研究。针对铜矿物细粒嵌布特点，开展了细磨及细粒浮选工艺条件试验研究，采用HD-2为脉石抑制剂、KMY-2为铜捕收剂，经铜硫混浮-再磨-铜硫分离小型闭路试验，获得了铜品位23.32%、铜回收率78.45%的铜精矿。     

某高泥高硫硫化铜矿选矿试验研究（增刊）

某硫化铜矿含铜1.03%,含硫8.12%,铜矿物嵌布粒度较细,且存在大量易泥化脉石矿物,难以获得理想的选矿指标。以Z-200为捕收剂,BK204为起泡剂,采用“铜硫混选—铜硫分离”工艺流程,闭路试验可获得铜精矿含铜23.70%,铜回收率87.17%,硫精矿含硫41.34%,硫回收率60.88%,取得了较好的浮选指标,实现了资源的有效利用。     

甘肃某复杂铜铅锌硫化矿石浮选新工艺研究

为解决甘肃某铜铅锌多金属硫化矿矿石性质变化后原选矿工艺流程不能适应的问题,进行了铜与部分铅锌优先混合浮选再分离浮选-其余铅锌与硫混合浮选-铅锌与硫分离浮选新工艺的试验研究,闭路试验获得了铜精矿铜品位为20.99%、铜回收率为74.23%,铅锌混合精矿铅和锌品位分别为16.65%和27.32%、铅和锌回收率分别为91.11%和93.32%,硫精矿硫品位为41.62%、硫回收率为37.58%,伴生金和银在铜精矿和铅锌混合精矿中的总回收率分别为83.84%和88.27%的良好指标。     

安徽某铜铅锌多金属硫化矿选矿工艺研究

安徽某低品位铜铅锌多金属硫化矿石中锌矿物大多以铁闪锌矿的形式存在,部分硫矿物以磁黄铁矿的形式存在,铁闪锌矿和磁黄铁矿致密连生,嵌布特征复杂,对锌硫浮选分离造成不利影响。针对该矿的矿石特点,在"铜铅锌优先浮选"工艺流程的基础上,结合锌硫磁选分离工艺,不仅回收了铜铅锌,而且实现了锌硫的有效分离。闭路流程试验获得了含铜12.04%、铜回收率45.48%的铜精矿,含铅42.88%、铅回收率80.04%的铅精矿,含锌42.04%、锌回收率84.11%的锌精矿。