安徽某低铜高硫磁铁矿石选矿试验

安徽某低铜高硫磁铁矿石属嵌布关系复杂的多金属矿石。为了开发利用该矿石,采用优先选铜—活化浮硫—弱磁选选铁—铁精矿反浮选脱硫原则流程进行了选矿试验。结果表明,铁品位为46.62%、铜品位为0.32%、硫品位为20.56%的矿石采用1粗2精1扫浮铜、1粗1精2扫浮硫、1次弱磁选铁、弱磁选铁精矿1粗1精反浮选脱硫流程处理,最终获得了铜品位为17.09%、回收率为78.64%的铜精矿,铁品位为67.35%、回收率为41.16%、含硫0.28%的铁精矿,以及硫品位为43.69%、回收率为88.79%的硫精矿。该试验结论可作为选矿厂设计的依据。     

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%。     

湖北某铜尾矿再选回收铜硫试验

湖北某铜尾矿泥化严重,铜品位为0.13%、硫品位为2.89%,-200目占66.13%,主要铜矿物为黄铜矿。为综合利用该二次资源,进行了浮选试验。结果表明：试样采用1次浮选脱泥-磨矿-1粗3精浮铜-1粗3精1精扫浮硫流程处理,获得了铜品位为18.31%、回收率为60.71%的铜精矿和硫品位为53.70%、回收率为66.34%的硫精矿。     

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%。     

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。     

江西某低品位复杂铜钨多金属矿石浮选工艺研究

江西某铜钨复杂多金属矿石铜品位为0.11%、硫品位为1.16%、WO₃含量为0.22%。矿石中白钨矿、黄铜矿均以中细粒嵌布为主,白钨矿在0.01~0.3 mm粒级占79.55%,黄铜矿在0.01~0.3 mm粒级占81.83%。为给该矿石的开发利用提供依据,在矿石性质分析基础上,采用铜硫混合浮选-分离浮选、混浮尾矿浮钨的工艺流程进行了试验。结果表明：原矿磨细至-0.074 mm占65%,以水玻璃为抑制剂、SN-9为捕收剂、BK201为起泡剂经2粗3精2扫铜硫混合浮选,混合浮选精矿以石灰为抑制剂、Z-200为捕收剂经1粗4精2扫铜硫分离浮选,混合浮选尾矿以碳酸钠为调整剂、水玻璃为抑制剂、W-1205为捕收剂经1粗3精3扫常温钨浮选,常温浮选精矿经1粗5精2扫加温（90 ℃）钨浮选,获得的铜精矿铜品位为24.13%、回收率为68.90%,硫精矿硫品位为36.15%、回收率为60.77%,钨精矿WO3品位为62.24%、回收率为73.68%,试验指标较好,可以作为该铜钨多金属矿开发利用的技术依据。     

广东惠东某含铜白钨矿石浮选试验

广东惠东某含铜白钨矿石WO_3品位1.25%,铜品位0.15%,95.09%的钨以白钨矿的形式存在,硫化铜中的铜占总铜的95.14%。为给该矿石的开发利用提供技术支持,按铜硫混合浮选—白钨浮选原则流程进行条件试验。结果表明,原矿磨矿至-0.074 mm 68%进行1粗2精1扫铜硫混合闭路浮选,可获得铜品位5.13%、回收率93.79%的铜硫混合精矿;以碳酸钠为调整剂、水玻璃为抑制剂、ZL为捕收剂对硫化矿混合浮选尾矿进行1粗2精3扫白钨浮选—精矿1粗2精1扫加温浮选,可得到WO_3品位68.86%、回收率91.58%的白钨精矿,实现铜硫的富集和白钨矿的有效回收,可为该矿石中铜、硫、钨的回收利用提供参考,但仍需进行铜硫混合精矿的分离研究。     

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。     

安徽某铜矿石选矿试验

安徽某铜矿石铜品位0.76%,含硫7.00%、含银7.57 g/t。91.20%的铜以原生硫化铜的形式存在,黄铜矿和黄铁矿是铜、硫的主要载体矿物,且黄铜矿嵌布粒度细小。为回收有价元素铜、硫,采用优先浮铜再选硫原则流程进行选矿试验。结果表明,以CaO为浮铜时黄铁矿的抑制剂、硫酸为选硫的活化剂,原矿经磨矿(-0.074 mm 90%)—1粗2精2扫优先浮铜—浮铜尾矿1粗1精1扫选硫闭路浮选工艺流程处理,可获得铜精矿品位24.23%、回收率87.01%和硫精矿品位37.75%、回收率72.93%的良好指标,富集在铜精矿中银含量207.70 g/t,伴随回收了银,实现了资源的最大化利用,可供确定选矿工艺流程参考。     

新疆某含可溶铜高硫金铜矿石选矿试验

新疆某高硫金铜矿石含有可溶性铜盐，经铜离子活化的硫铁矿在浮铜金时难以抑制，导致铜金精矿品位较低。为解决该问题，进行了水溶性铜的回收试验、酸浸+1粗1精2扫浮选流程与水浸+1粗1精2扫浮选流程比较试验。结果表明，采用硫酸浸出，铜浸出率可达36.04%；酸浸有助于提高铜回收率以及铜金精矿铜、金品位，但对金的回收率有小幅影响。