云南某氧化铜浮选试验研究

对云南某氧化铜矿进行浮选试验研究。原矿含Cu 1.60%,含Ag 68.20g/t,铜氧化率为93.92%,属于氧化铜矿石,原矿组成复杂,主要的铜矿物有孔雀石、蓝铜矿等,主要脉石矿物为石英、白云石。试验方案采用优选硫化铜后浮选氧化铜工艺流程,结果表明,在磨矿细度为-74μm含量65%,丁基黄药和丁基铵黑药为捕收剂,硫化钠和水玻璃为调整剂,松醇油为起泡剂的条件下,经两次粗选、一次扫选、两次精选的浮选流程获得铜精矿Cu品位26.68%,Cu回收率94.12%,Ag品位1 094.46g/t,Ag回收率94.04%的良好试验指标。     

尼日利亚某氧化铜矿浮选试验研究

采用浮选法对尼日利亚某高品位氧化铜矿进行了选矿试验研究。结果表明,试样含铜4.10%,氧化铜含量为84%,在磨矿细度-0.074mm含量占90%,Na_2CO_3用量为500g/t、Na_2SiO_3用量为1 000g/t、Na2S用量为300g/t、捕收剂JP用量为700g/t、2号油用量为13g/t的条件下,经过一粗四精三扫混合浮选流程,可获得品位为20.23%,回收率为74.35%的铜精矿。铜精矿中含Au 4.41g/t、Ag3526g/t,其回收率分别为75.66%、81.81%。该单一浮选工艺不仅实现了氧化铜矿的高效分选,而且综合回收了伴生的金和银。     

哈萨克斯坦某低品位高氧化率铜矿选矿试验研究

针对低品位、高氧化率铜矿的回收技术难题,对哈萨克斯坦某氧化铜矿进行了试验研究,该矿中铜品位为0.82%,氧化率达到98.78%,属于低品位高氧化率铜矿。采用预先脱泥—硫化—黄药浮选工艺流程进行选别回收。根据条件试验研究,确定最佳药剂用量为:硫化钠2 000 g/t,硫酸铵1 200 g/t,丁基黄药+异戊基黄药为150+150 g/t。以一次粗选、三次精选、三次扫选的闭路流程,最终得到品位为14.06%、回收率为85.90%的铜精矿,使该高氧化率铜矿得到了较好的回收。     

哈萨克斯坦某低品位高氧化率铜矿选矿试验研究

针对低品位、高氧化率铜矿的回收技术难题,对哈萨克斯坦某氧化铜矿进行了试验研究,该矿中铜品位为0.82%,氧化率达到98.78%,属于低品位高氧化率铜矿。采用预先脱泥—硫化—黄药浮选工艺流程进行选别回收。根据条件试验研究,确定最佳药剂用量为:硫化钠2 000 g/t,硫酸铵1 200 g/t,丁基黄药+异戊基黄药为150+150 g/t。以一次粗选、三次精选、三次扫选的闭路流程,最终得到品位为14.06%、回收率为85.90%的铜精矿,使该高氧化率铜矿得到了较好的回收。     

某氧化铜矿中共生银的强化回收选矿试验研究

某富银氧化铜矿中银分别以游离银和载体银两种形式存在,其中银载体矿物主要为氧化铜矿、少量为硫化铜矿.为了最大限度地提高银回收率,采用"先浮选游离银及硫化铜矿-后浮选氧化铜矿"的优先浮选工艺,配合银的高效捕收剂LF-105,在原矿银品位335.56g/t、铜品位4.91%的条件下,获得银品位4417.11g/t、回收率85.69%的银精矿,及银品位310.45g/t、银回收率11.59%、铜品位27.98%、铜回收率71.36%的富银铜精矿,银总回收率可达97.28%,实现了铜矿中共伴生银资源的综合利用.     

云南磨憨砂岩铜矿的浮选回收

云南磨憨砂岩铜矿含铜0. 77%,其中以氧化铜形式存在的铜金属率达45. 45%。孔雀石为主要铜矿物和目的矿物,具有氧化不充分,与褐铁矿伴生的特点,为难选矿石。浮选试验结果表明,以3 000 g/t石灰作调整剂和抑制剂、1 000 g/t硫化钠作活化剂、90 g/t丁基黄药作捕收剂、35 g/t松醇油作为起泡剂,在磨矿细度-74μm占比85%的条件下,经过"三次粗选—二次精选—一次扫选"流程,可实现铜品位18. 006%,铜回收率80. 01%的浮选指标。     

某铜银矿浮选试验研究

某铜银矿矿石中有用组分铜含量低,伴生贵金属银含量较高,矿石成分较复杂,金属分布不均匀,含泥较高,氧化铜嵌布粒度较细,属难选氧化铜矿。试验研究了不同磨矿细度、药剂用量和工艺流程条件下的分选效果,结果表明:硫化矿、氧化矿混合浮选铜银矿药剂简单而且指标良好;当原矿磨矿细度达到-0.075mm占90.77%时,相对入选原矿量,在调整剂水玻璃用量500g/t、石灰用量500g/t、硫化剂硫化钠用量300g/t、捕收剂Y89黄药用量100g/t、戊基黄药用量100g/t、丁铵黑药用量80g/t、Z-200用量20g/t的条件下,采用"硫氧混浮一粗三扫三精"浮选流程,闭路试验得到的铜精矿品位为26.89%,铜回收率为89.39%;银精矿品位为2 320.30g/t,银回收率为88.35%。     

含金铜硫型多金属氧硫混合矿选矿试验研究

云南北衙万硐山含金铜硫型氧硫混合矿,在长时间露天堆放过程中次生硫化铜大部分被氧化,且矿石在自然状态下磨矿后矿浆显酸性,给铜回收和铜硫分离带来较大困难。经对比试验研究:采用在磨矿过程中添加石灰和硫化剂,使可溶性铜以硫化铜的形式沉淀,氧化铜表面转变成硫化物,然后与原生硫化铜一起浮选,提高了铜的回收指标且解决了铜硫分离难题;同时消除了在酸性条件下磨矿引起的铁质腐蚀危害。在原矿品位Au 2.2g/t、Ag 34.20g/t、Cu 0.69%、S 9.57%条件下,获得了品位为Au 59.5g/t、Ag 902g/t、Cu 21.23%,回收率为Au 66.77%、Ag 66.71%、Cu 76.21%的铜精矿及品位为Au 2.65g/t、Ag 39.45g/t、S 47.82%,回收率为Au 12.45%、Ag 12.99%、S 89.54%的硫精矿。该工艺方案合理可靠,可作为进一步技术改造的依据。     

云南东川某氧化铜矿浮选试验研究

采用硫化-黄药浮选法对云南东川某铜品位为2.15%的较高品位氧化铜矿进行了选矿试验研究,结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占80%,硅酸钠用量1000g/t,硫化钠用量为2000g/t,异戊基黄药400g/t,2#油80g/t的粗选条件下,扫选药剂用量减半,经一粗两扫三精,中矿循序返回的闭路浮选流程,获得了铜精矿品位为20.55%,回收率为82.62%的指标,实现了该氧化铜矿的高效选别。     

某玄武岩型难选氧化铜矿浮选-浸出联合工艺研究

采用浮选?浸出工艺处理含铜0.94%的玄武岩型氧化铜矿,该铜矿物氧化率高,嵌布粒度较细,属于低品位难选氧化铜。通过硫化浮选法回收部分氧化铜矿及硫化铜矿,可得到品位为16.2%,回收率为50.7%的浮选铜精矿,通过硫酸浸出法回收浮选尾矿中的细粒级铜矿物,浸出率达87%,此浮选-浸出工艺实现了铜矿物的有效回收。     

某低品位铜矿浮选工艺研究

所研究的矿石中目的矿物以辉铜矿、孔雀石为主,原矿含铜0.77%,氧化率为16.88%,属于低品位混合铜矿。针对矿石性质,对硫化铜优先浮选工艺和硫化铜与氧化铜混合浮选工艺进行了试验研究。并根据优先浮选和混合浮选的特点,最终采用了两次粗选、一次扫选的闭路试验流程,取得了铜精矿品位为22.62%、回收率为86.78%、含银225.81 g/t的浮选指标。该工艺流程简单合理,易于实现工业化生产。     

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。     

西藏某低品位含金复杂难选铜矿选矿工艺研究

西藏某低品位硫化铜矿原矿含铜0.44%,铜氧化率为8.3%,伴生金品位0.12g/t。铜矿物主要是黄铜矿,少量的辉铜矿、铜蓝,微量氧化铜矿物；脉石矿物主要为石英、绢云母、绿泥石等。硫化铜矿物嵌布粒度微细,与脉石矿物共生关系紧密,解离困难,且易泥化脉石矿物含量多,是影响铜精矿品质的主要原因。针对该矿石特点,推荐采用“铜硫混浮-混合精矿再磨-铜硫分离”工艺替代原优先浮选工艺,结果表明,闭路试验可获得铜精矿铜品位19.82%,含金4.46g/t,铜回收率87.0%,金回收率73.8%的试验指标。与原工艺相比,铜及伴生金回收率均明显提高。     

玻利维亚劳拉力矿区高品位难选氧化铜矿活化浮选研究

玻利维亚劳拉力矿区某铜矿含Cu 3.98%,铜矿物主要为孔雀石,Cu氧化率达98.49%、结合率达20.10%,为高品位难选氧化铜矿。针对矿石的性质特点,提出了"硫化钠与硫酸铵协同活化、水玻璃与硫酸铵联合分散、异戊基黄药与羟肟酸强化捕收"的活化浮选方案,并考察了主要因素的影响。结果表明:活化浮选的最佳条件为水玻璃用量300 g/t、硫化钠用量800 g/t、硫酸铵用量800 g/t、异戊基黄药用量120 g/t、羟肟酸用量60 g/t;在最佳条件下,经过"一粗—一精—两扫"的活化浮选工艺,获得了良好的技术指标,精矿Cu品位达27.07%、回收率达86.38%。      

混合黄药浮选铜录山氧化矿石的研究

铜录山矿区的含金（银）铜（铁）氧化矿属于氧化率高（≥９０％）含泥多的难选矿石，采用多种黄药组合而成的混合黄药ＣＥＳ进行浮选，捕收力强，浮游速度快，与选厂使用的异丁基黄药ＥＤ－４进行对比。精矿品一致（含Ｃｕ〉１８％，Ａｕ〉１０ｇ／ｔ，Ａｇ〉９０ｇ／ｔ），铜回收率提高６．７０％，金回收率提高９．３３％，银回收率提高５．６７％，相应回收率分别达８１．２８％（铜），８４．００％（金），６６．８３％（银）这     

某高铁型铜硫矿工艺矿物学特征及选矿试验研究

为查明矿石性质对选矿指标的影响,对国外某高铁型铜硫矿采用光学显微镜、物相分析和化学多元素分析等分析测试手段,研究了矿石的矿物组成、主要矿物嵌布特征和主要元素赋存状态等工艺矿物学特征.工艺矿物学研究结果表明,Cu和S为矿石中主要目的元素,品位分别为0.78％和11.12％,伴生元素银品位为7.5 g/t,铜主要赋存于黄铜...     

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。     

某含金铜硫矿浮选分离试验研究

为了合理开发利用某含金硫化铜矿资源，开展了工艺矿物学和选矿综合利用试验研究。研究显示，矿石中主要有价元素铜品位为0.57%，伴生元素金品位为1.56 g/t；铜主要以黄铜矿的形式存在，金主要以自然金和银金矿的形式赋存，其载体矿物多为黄铁矿和黄铜矿。以YZ-05为捕收剂，采用“铜金硫混合浮选—铜硫分离—硫精矿再磨—金硫分离”的分选试验流程，闭路试验得到了铜精矿、金精矿和硫精矿，其中铜精矿Cu品位为19.57%、回收率88.7%,Au品位为36.93 g/t、回收率65.5%,Ag品位为61.00 g/t，回收率46.70%；金精矿Au品位42.27 g/t、回收率21.1%金综合回收率为86.6%；硫精矿中S品位为48.24%，回收率为69.70%。该研究为此矿石的综合回收利用提供了技术依据。     

西藏混合银铅多金属矿的选矿试验研究

西藏某银铅多金属矿矿石为典型的矽卡岩型铅锌银矿石,该矿石中主要有用金属矿物为方铅矿、闪锌矿、铅钒,贵金属矿物主要是硫化银矿、自然金。针对矿石性质,采用铅银部分混合-硫化锌-氧化铅浮选的工艺,使用新型药剂LW61为捕收剂,得到的小型试验指标为:铅银混合总精矿,含银4254 g/t,银回收率80.93%;含金4.05g/t,金回收率70.09%;含铅47.35%,铅回收率84.19%。锌精矿含锌53.36%,锌回收率74.59%。浮选技术指标较好,为该矿产资源的开发提供了技术参考依据。     

缅甸某氧化铜矿选矿工艺研究

针对缅甸某氧化铜矿石特点, 确定了硫氧混合浮选的原则工艺流程, 在条件试验的基础上进行了小型闭路试验, 最终可获得Cu品位23.55%、Ag含量1 919.20 g/t、Cu回收率91.16%、Ag回收率93.08%的铜精矿, 银主要富集于铜精矿中, 有价元素铜和银得到了很好地回收。