内蒙古大型铜钼矿铜钼分离试验研究

内蒙古某低品位铜钼混合精矿中辉钼矿和铜矿的嵌布粒度很细,在-0.043mm级别中,辉钼矿、铜矿物的含量分别为77.30%和65.77%,造成铜钼浮选分离困难。试验首先对铜钼混合精矿进行浓密脱药,然后以水玻璃和硫氢化钠作为脉石矿物和铜矿物的抑制剂,并用氧化剂高锰酸钾进一步抑制微细颗粒次生铜矿物,在利用多次循环闭路回水、再磨细度82.5% -0.043mm的条件下,经过一次粗选、二次扫选和四次精选,擦洗后再进行二次精选的闭路试验,获得了钼品位55.73%、含铜0.64%,钼回收率68.11%的钼精矿;铜品位21.36%、含钼0.1447%,铜回收率99.98%的铜精矿,实现了铜钼的有效分离。      

某低品位铜钼矿选矿试验研究

某低品位铜钼矿含铜0.38%,含钼0.013%,矿石铜、钼品位均较低,难以获得理想的选矿指标,资源未能得到有效利用。以BK304为捕收剂,采用“铜钼混选—铜钼分离”工艺流程,闭路试验可获得钼精矿含钼41.63%,钼回收率70.71%,铜精矿含铜24.14%,铜回收率83.98%;以丁黄为捕收剂,采用“二粗二扫,粗精矿再磨后三次精选”的强化选铜工艺流程,闭路试验可获得铜钼混合精矿含铜23.30%,含钼0.73%,铜回收率为86.96%,钼回收率77.34%。     

某铜钼浮选尾矿浮选试验研究

为了提升铜钼资源利用效率,对某铜钼尾矿开展铜钼再回收利用浮选试验研究。针对该矿石有用矿物品位低,矿物嵌布粒度较细,且铜的氧化率较高、矿石成分复杂的特点,采用"矿石脱泥—粗砂铜钼部分优先浮选—粗精矿再磨精选—铜钼硫混合浮选—混合精矿再磨后铜钼-硫分离—分离尾矿选硫"的浮选工艺流程,从铜、钼含量分别为0.086%和0.011%的原矿,获得铜钼混合精矿1含铜19.05%,含钼4.32%,铜、钼回收率分别为25.57%、49.71%;铜钼混合精矿2含铜2.49%,含钼0.22%,铜、钼回收率分别为3.73%、2.82%,较好地实现了铜钼资源的再回收利用。     

新型铜抑制剂BK511用于某矿铜钼分离浮选的试验研究

采用新型抑制剂BK511,对强捕收剂黄药浮选的铜钼混合精矿进行铜钼分离浮选试验。试验采用两次铜钼分离粗选、钼粗精矿一次精选后再磨、再经五次精选工艺流程,获得钼精矿含钼45.31%,含铜1.14%,钼回收率89.94%的浮选指标。结果表明,BK511对采用强捕收剂黄药浮选的铜钼混合精矿中的铜矿物,具有较好的抑制作用。     

西藏某多金属矿选厂铜钼混合精矿分离试验

西藏某多金属矿选厂的铜钼混合精矿-0.048 mm含量为85%,铜、钼品位分别为19.06%和0.640%,金、银含量分别为6.98和490.90 g/t,99%以上的铜钼矿物为原生或次生硫化矿物。采用高效易降解药剂对该混合精矿进行铜钼分离选矿试验,结果表明,在磨矿细度为-0.048 mm占90%的情况下,以高效易降解的ZG-2为铜矿物抑制剂、HTL-3为钼捕收剂,采用1粗4精2扫、中矿顺序返回的闭路流程分离试样中的铜钼,最终可获得钼品位为47.68%、钼回收率为81.45%的钼精矿,和铜品位为19.26%、铜回收率为99.94%的铜精矿,金、银主要富集在铜精矿中,实现了该铜钼混合精矿的高效、低毒分离。     

低品位难选斑岩型铜钼矿浮选试验研究

在对某低品位难选斑岩型铜钼矿进行矿石性质研究的基础上,采用铜钼(硫)混合浮选-混合精矿脱硫精选-钼铜分离的工艺流程,闭路试验可获得含钼43.62%、钼回收率70.41%的钼精矿、含铜24.25%、铜回收率87.14%的铜精矿以及含硫39.30%、硫回收率79.08%的硫精矿。该试验研究结果可以作为开发利用该铜钼矿的技术依据。     

某低品位铜钼矿石选矿试验

某铜钼矿石中钼和铜含量较低,分别为0.081%和0.19%,且铜矿物嵌布粒度较细并与钼矿物密切共生,给两者分离带来一定困难。采用钼铜混合浮选-混合精矿精选1次后再磨再精选-铜钼分离流程对该矿石进行选矿试验,混合浮选时以石灰和水玻璃为调整剂、煤油和丁铵黑药为捕收剂,铜钼分离时以石灰、水玻璃和SK为调整剂、煤油为捕收剂,在1段和2段磨矿细度分别为-0.074 mm占70%和-0.045 mm占95%条件下,获得了钼品位为45.30%、钼回收率为84.16%的钼精矿和铜品位为14.28%、铜回收率为89.59%的铜精矿,为该矿石的开发提供了技术依据。     

青海某低品位铜钼硫化矿浮选分离试验

青海省某铜钼硫化矿石为低品位铜、钼混合矿石,铜、钼品位分别为 0. 30%、0. 041%。 矿石中铜、钼矿物 嵌布粒度粗细不均匀,主要钼矿物为辉钼矿,辉钼矿嵌布粒度微细,-0. 02 mm 粒级占有率为 34. 97%,石英等硅酸盐 类脉石矿物包裹了部分辉钼矿,钼矿物与铜矿物及脉石矿物密切共生。 采用铜钼混合浮选—铜钼分离浮选—钼粗精 矿再磨再选的工艺流程,进行了磨矿细度、再磨细度以及浮选药剂用量的试验研究。 结果表明,在磨矿细度为-0. 074 mm 占 70%时,以石灰为抑制剂、水玻璃为分散剂、柴油和 Z-200 为捕收剂,经 1 粗 2 精 1 扫铜钼混合浮选,混合浮选精 矿以硫化钠和巯基乙酸钠为抑制剂、柴油为捕收剂进行铜钼分离粗选,钼粗精矿再磨至-0. 037 mm 占 60%,经 5 次钼 精选,铜粗精矿经 1 次扫选,闭路试验获得了钼品位为 40. 75%、钼回收率为 44. 24%的钼精矿以及铜品位为 16. 38%、 铜回收率为 79. 96%的铜精矿,较好地实现了铜钼资源的有效回收。     

西藏某铜钼混合精矿分离试验研究

西藏某铜钼矿是以铜为主伴生钼的低品位铜钼矿,针对该铜钼混合精矿的性质特点,通过试验确定了铜钼分离的合适的工艺参数,经过一次粗选一次扫选四次精选的闭路试验,获得含Cu 19.05%、含Mo 0.293%,Cu作业回收率99.82%的铜精矿,含Mo 48.24%、含Cu 1.13%,Mo作业回收率83.20%的钼精矿,铜钼得到了有效分离。     

浮选柱在铜钼混合精矿铜钼分离中的试验研究

黑龙江多宝山铜矿选矿厂生产的铜钼混合精矿中含铜18.95%、含钼0.42%,为实现铜钼混合精矿中铜钼高效分离,利用浮选柱进行了铜钼分离试验研究。结果表明,采用铜钼混合精矿磨矿后一次粗选、一次扫选、钼粗精矿再磨后四次精选的铜钼分离流程,用浮选柱浮选可获得含钼45.68%、钼回收率82.66%的钼精矿和含铜18.47%、铜回收率99.92%的铜精矿。相比浮选机浮选,浮选柱浮选有效提高了钼精矿质量及钼回收率,增加了工艺流程的稳定性,同时还缩短了钼精选次数,减少了选矿药剂用量及选矿能耗。     

藏东某低品位铜钼矿石选矿试验

藏东某低品位斑岩型铜钼矿石铜、钼品位分别为0.62%和0.028%,矿石中的主要金属矿物有黄铜矿、蓝辉铜矿、铜蓝、黝铜矿、孔雀石、黄铁矿等,辉钼矿等微量,主要脉石矿物为石英等。矿石中铜钼矿物嵌布粒度微细,共生关系密切、复杂,铜钼分选回收难度大。为确定该矿石的高效开发利用工艺,进行了选矿试验研究。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占65%的情况下进行1粗3精2扫铜钼混浮、铜钼混合精矿再磨至-0.045 mm占85%的情况下进行1粗4精2扫铜钼分离浮选,可获得铜品位为26.70%、铜回收率为87.23%的铜精矿和钼品位为47.59%、钼回收率为84.18%的钼精矿,高效地实现了矿石中铜、钼的回收与分离。     

赤峰某低品位铜钼矿选矿试验

赤峰某大型斑岩型低品位铜钼矿床,铜钼矿物主要以硫化物形式存在,且嵌布关系密切、嵌布粒度微细。为高效开发利用该贫矿资源,对矿石进行了选矿工艺技术条件研究。结果表明,铜钼混浮适宜的磨矿细度为-0.074 mm占70%,铜钼分离适宜的磨矿细度为-0.043 mm占80%;采用1粗2精1扫、中矿顺序返回闭路流程混浮铜钼,1粗5精2扫、中矿顺序返回闭路流程分离铜钼,最终获得了铜品位为17.51%、铜回收率为81.25%的铜精矿,以及钼品位为42.41%、钼回收率为88.35%的钼精矿。     

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。     

铜钼硫复杂共生矿石选矿新工艺研究

某斑岩型铜钼矿位于中国西藏地区,是中国近年来发现的超大型矿床。矿物种类繁多,主要可回收矿物嵌布粒度不均匀,镶嵌关系较复杂。针对该铜钼矿矿产资源,通过对影响选矿指标的条件、流程方案等进行研究,确定了合理的选矿流程结构和药剂制度,获得了较理想的选矿技术指标:总铜精矿品位22.85%、铜回收率87.17%;钼精矿品位48.85%、钼回收率68.96%;硫精矿品位40.75%,硫回收率61.07%。试验结果表明,采用铜钼等可浮选再分离—铜硫混合浮选分离工艺,可以综合回收铜、钼、硫矿物。     

山东某低品位铜钼矿石选矿试验

山东某斑岩型铜钼矿石铜钼品位较低,硫化铜、硫化钼占总铜、总钼量的90%以上。对该矿石进行了铜钼回收工艺技术条件研究。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占65%的条件下进行铜钼混合浮选预抛尾,铜钼混合精矿再磨至-0.043 mm占80%的情况下进行铜钼分离浮选,最终获得了铜品位为20.34%、回收率为90.23%的铜精矿,钼品位为50.33%、回收率为87.53%的钼精矿。     

某钼粗精矿浮选工艺优化研究

江西某钼矿选矿厂原工艺已不适应矿石性质的变化,导致磨矿-粗选-粗精矿再磨-1粗5精2扫闭路浮选流程仅获得钼品位为45.06%的钼精矿,再磨后的钼浮选作业回收率为90.31%、尾矿钼品位高达1.12%。造成生产指标不理想的原因主要是其他硫化矿物的抑制剂Na₂S抑制效果不理想、钼矿物与其他矿物解离不充分。为解决生产中存在的问题进行了选矿试验。结果表明,在核心改造内容为ZA替代Na₂S、对再磨选精矿进行2次再磨选的情况下,采用再磨1（-0.038 mm占85%）-1粗3精4扫-再磨2（-0.038 mm占90%）-2次精选、中矿顺序返回流程处理试样,最终获得钼品位为53.57 %、钼作业回收率为98.45 %的钼精矿,尾矿钼品位降至0.175 %,精矿钼品位和钼作业回收率分别提高了8.51个百分点和8.14个百分点,再磨选尾矿品位下降0.945个百分点,高效地实现了钼的回收。     

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。     

抑制剂CMC在青海某硫化铜镍矿浮选中的应用

青海某硫化铜镍矿滑石化强蚀变现象较多,脉石矿物以辉石、橄榄石、滑石等钙镁硅酸盐矿物为主,浮选过程存在混合精矿镍、铜品位较低,氧化镁含量偏高的问题。针对这一问题,试验研究采用CMC为抑制剂使镁硅酸盐矿物得到了很好的抑制,确定精选添加CMC用量为300g/t,闭路试验获得了精矿镍、铜品位分别为5.94%、1.18%,回收率分别为82.23%、79.93%的选别指标,氧化镁含量从优化前的15.05%降至2.93%。     

国外某低品位铜锌硫化矿浮选分离试验研究

国外某低品位铜锌硫化矿矿床属于矽卡岩型，为确定该矿石中有价金属开发利用的可行性，进行了选矿试验。研究表明，矿石中铜品位为0.38%，锌品位为1.26%，针对矿样组成特性，确定了优先浮选铜， 选铜后的尾矿再浮选锌的工艺流程处理该硫化矿矿石。在磨矿细度为-0.074 mm占74.60%的条件下，选用石灰为矿浆pH调整剂，硫酸锌和亚硫酸钠为组合抑制剂，Z-200为捕收剂优先浮选硫化铜矿物；对选铜尾矿继续 采用石灰调节矿浆pH值，硫酸铜活化被抑制的锌矿物，丁基黄药为捕收剂浮选硫化锌矿物的药剂方案，经“2粗2精”选铜、“1粗3精2扫”选锌的闭路试验，最终获得铜精矿铜品位和回收率分别为22.55%、85.19%和锌 精矿锌品位和回收率分别为44.83%、74.36%，有效地实现了铜锌硫化矿的分离与回收，为国外该类型硫化矿矿石的开发利用提供依据。