含银铜硫矿石优先浮选与混合浮选工艺对比试验

对某含银铜硫矿石进行了优先浮选与混合浮选工艺试验研究。结果显示,在磨矿细度-0.074mm占90%条件下,采用"一次粗选—两次精选—两次扫选"的优先浮铜工艺,可获得铜品位20.17%、回收率98.41%,银品位277.9g/t、回收率92.38%的铜精矿;经"一次粗选—两次精选—两次扫选"选硫,获得硫品位37.11%、硫回收率43.76%的硫精矿。在磨矿细度-0.074mm占80%条件下,采用"一次粗选—三次精选—两次扫选"的铜硫混合浮选和"一次粗选-一次精选-一次扫选"铜硫分离工艺,获得铜品位20.03%、回收率93.37%,银品位259.5g/t、回收率82.41%的铜精矿;硫精矿硫品位32.34%、硫回收率26.01%。优先浮选精矿铜、银品位及回收率均高于混合选浮工艺,且优先浮选工艺过程稳定可靠,药剂制度简单,适合生产,对类似含银铜硫矿石工艺流程的选择具有重要参考价值。     

含银铜硫矿石优先浮选工艺与混合浮选工艺对比试验

在工艺矿物学研究基础上，对某含银铜硫矿石进行了优先浮选与混合浮选工艺试验研究，经条件试验，确定了药剂制度并进行了实验室小型浮选闭路试验。试验结果显示，在磨矿细度-74μm占90%条件下，采用铜硫优先浮选工艺，经一次粗选两次精选两次扫选铜，可获得铜品位为20.17%、回收率为98.41%、银品位为277.9g/t、回收率为92.38%的铜精矿；经一次粗选两次精选两次扫选硫，获得硫品位37.11%、硫回收率43.76%的硫精矿。在磨矿细度-74μm占80%条件下，采用铜硫混合浮选工艺，经一次粗选三次精选两次扫选获得铜硫精矿，再经一次粗选一次精选一次扫选实现铜硫分离，铜精矿铜品位为20.03%、回收率为93.37%、银品位为259.5g/t、回收率为82.41%；硫精矿硫品位32.34%、硫回收率26.01%。优先浮选精矿铜、银品位及回收率高于混合浮选工艺，且优先浮选工艺过程稳定可靠，药剂制度简单，适合生产，对类似的含银铜硫矿石工艺流程的选择具有重要参考价值。     

西藏某复杂铜锌硫化矿选矿试验

在对西藏某复杂难选铜锌硫化矿进行矿石性质分析的基础上,按优先浮铜再选锌的原则流程首先分别进行了铜、锌矿物粗选及精选工艺技术条件研究,然后进行闭路流程试验,获得了铜品位为20.10%、回收率为70.26%、含银90.20 g/t的铜精矿,锌品位为42.33%、回收率为75.35%、含银14.80 g/t的锌精矿,铜锌分离效果较好,但富集在铜精矿、锌精矿中的银回收率有待提高。     

青海某低品位复杂难选铅锌矿石选矿试验

为了确定青海某低品位复杂难选铅锌矿石的选矿工艺,在工艺矿物学研究的基础上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75%的情况下,采用铜铅混合浮选—混合精矿铜铅硫分离—铜铅混浮尾矿浮选选锌流程处理矿石,可获得铜品位为14.20%、含金26.77g/t、含银466.40 g/t、铜回收率为16.55%的铜精矿,铅品位41.22%、含银63.60 g/t、铅回收率为69.92%、银回收率为16.84%的铅精矿,锌品位为40.96%、含银53.40g/t、锌回收率为67.04%、银回收率为23.13%的锌精矿,以及硫品位为38.41%、含金13.92 g/t、含银163.90 g/t、硫回收率为14.16%、金回收率为23.71%、银回收率为15.92%的硫精矿。     

高压辊终粉磨后含铜银多金属矿的浮选工艺研究

福建某铜银多金属矿为铜、银、铅、锌复杂共生的难选多金属矿。利用高压辊磨终粉磨系统制备高压辊终粉磨矿样,采用一次粗选、一次精选、一次扫选进行铜银混合浮选,混合粗精矿再磨后采用一次粗选、五次精选、一次扫选,进行铜银分离。通过对工艺流程及药剂制度的优化,最终获得的铜精矿中含铜19.42%、含银4456.00 g/t、铜回收率为53.91%、银回收率为32.99%,银精矿中含铜1.76%、含银992.85 g/t、铜回收率为40.74%、银回收率为61.30%,实现了铜银的有效分离。     

对某铜矿石中铜和金的选矿试验研究

采用重—浮联合流程回收某低品位铜矿石中的铜和金。金的回收通过重选富集,进一步上摇床提高金的品位,得到的金精矿的品位为121.45 g/t,回收率为60.73%。铜的回收采用氧硫混浮,浮选通过一次粗选、四次精选、三次扫选,得到最终铜精矿的品位为12.56%,回收率为80.49%。且铜精矿中金的品位也有10.77g/t,产品达到计价标准。     

某钨铜多金属共生矿资源综合利用研究

针对某钨铜矿脉石成分以磁黄铁矿、含硅矿物及萤石为主,精矿品位难以提高的难题,采用"铜硫混选-铜硫分离"流程,配合高效浮选药剂的研发,在原矿铜、银品位分别为0.382%和12.33g/t的情况下,获得了铜品位21.75%,铜回收率89.39%,银含量442.35g/t,银回收率56.33%的含银铜精矿。与此同时,在原矿WO_3品位为0.181%的情况下,采用"磁选抛尾-常温钨粗选-加温钨精选"流程,配合高效钨捕收剂GY-10的使用,获得了WO_3品位为62.04%,WO_3回收率为71.98%的钨精矿,实现了钨铜共生矿资源的综合利用。     

安徽某硫化铜锌矿石选矿试验

安徽某硫化铜锌矿石中的主要有用元素为锌、铜,金、银、硫具有综合回收价值。为了确定该矿石的选矿工艺,采用铜优先浮选—铜粗精矿再磨再选—选铜尾矿依次选锌硫的工艺流程进行了矿石选矿试验。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占80%情况下进行1次铜粗选,粗精矿再磨至-0.043 mm占93.6%情况下进行2次精选,铜粗选尾矿2次扫选选铜、1粗2精2扫选锌、1粗1精1扫选硫,可获得铜品位为24.80%、铜回收率为80.81%,金、银含量分别22.00 g/t、169.20 g/t,金、银回收率分别为70.97%、63.65%的铜精矿,锌品位为45.48%、锌回收率为87.16%的锌精矿,硫品位为42.80%、硫回收率为59.19%的硫精矿。     

福建某银多金属矿铜铅分离试验研究

福建某银多金属矿含铜0.47%、含铅1.21%,本研究采用一次粗选、一次扫选、两次精选进行铜铅混合浮选,得到铜铅混合精矿,铜铅混合精矿在不再磨的情况下采用抑铅浮铜方案经一次粗选、两次扫选、三次精选,进行铜铅分离。通过多种抑制剂的筛选,最终确定CMC、亚硫酸钠和重铬酸钾组合为铅的最佳抑制剂,通过实验室小型闭路试验获得铜精矿含银2 148.4 g/t、含铜25.51%、含铅7.83%,银回收率为24.20%、铜回收率为82.40%;铅精矿含银5 3715 g/t、含铅56.64%、含铜2.95%,银回收率为67.41%、铅回收率为84.13%的良好指标,实现了铜铅的有效分离。     

含金铜铅混浮精矿分离试验研究

在含金铜铅分离时,除了考虑铜铅分离效果外,金、银在精矿产品中分布对选矿技术经济指标也有较大的影响。本文以云南某复杂含金硫化铜铅锌矿,铜铅混合精矿为分离试验对象,结果表明,在铜、铅浮选指标相近的情况下,采用抑铅浮铜方案,在最佳的工艺条件下,铜精矿含金提高了17.95g/t、回收率提高了23.83%,大大提高了选矿厂技术经济指标,获得了含铜品位为22.82 %、含铅5.63 %、含金71.97g/t、含银596.39g/t的铜精矿,其铜回收率为89..66 %、金回收率为93.17%、银回收率为28.33%;及含铅品位为75.43%、含铜2.80 %、含金4.61g/t、含银1136.51g/t铅精矿,其铅回收率为91.79 %、金回收率为6.83%、银回收率为71.67%的较好试验指标,为选厂技术改造提供了理论依据。     

云南某含金铜矿石自然pH下浮选试验研究

云南某含金铜矿石铜品位1.06%、金品位0.38 g/t、硫品位3.56%。为在回收铜的同时可以综合回收金等贵金属,在自然pH条件下进行浮选试验。结果显示:新型环保抑制剂D82在有效抑制黄铁矿的同时,还可以提高金的回收指标;在磨矿细度为-0.074 mm占75.5%条件下,以D82为抑制剂、Z-200为捕收剂,经1粗2精2扫铜浮选,浮铜尾矿以硫酸铜为活化剂、丁基黄药为捕收剂,经1粗1精1扫选硫,闭路试验得到的铜精矿铜品位46.83%、金品位14.22 g/t、铜回收率93.22%、金回收率78.96%,硫精矿硫品位58.69%、回收率75.18%。以D82为抑制剂可以在自然pH条件下实现抑硫浮铜,对伴生贵金属的硫化矿浮选具有借鉴价值。     

福建某银铜多金属矿石选矿工艺优化

福建某银铜多金属矿石由于铜品位较低,现场采用单一浮银工艺获得银精矿,金、铜仅作为伴生元素回收。由于铜在氰化浸金、银过程中的消极作用较大,因此铜的计价系数仅为01,且金、银的计价系数也受到影响。为提高矿山和湿法冶金企业的经济效益,为工艺完善与改造提供依据,对该矿石进行了部分优先快速浮铜-金银混合浮选研究。结果表明：在现场磨矿细度下,采用1粗2精快速选铜、1粗1扫2精选银工艺处理该矿石,取得的铜精矿铜、金、银品位分别为2203%、3221 g/t、2 36000 g/t,回收率分别为4651%、3221%、1254%,银精矿铜、金、银品位分别为149%、412 g/t、1 23600 g/t,回收率分别为4023%、5269%、8401%,金、银、铜的经济价值均得到显著提高。     

西藏某细粒嵌布难选硫化铜矿选矿实验研究

西藏某细粒嵌布难选硫化铜矿含铜0.45%,含硫3.1%,铜氧化率9.91%,矿石中铜矿物以黄铜矿为主,黄铜矿分布极不均匀,部分呈微细粒状,与脉石不易单体解离,是影响铜矿物回收的重要因素。实验采用铜硫混浮、粗精矿再磨后铜硫分离、铜硫混浮尾矿脱硫的工艺流程,药剂制度以石灰为调整剂,A4和丁铵黑药为铜矿物捕收剂,戊基黄药为黄铁矿捕收剂,MIBC为起泡剂,闭路实验取得了良好的选矿技术指标:铜精矿铜品位25.32%,铜回收率85.56%;金品位21.02 g/t,金回收率63.37%;银品位119.25 g/t,银回收率80.53%。同时,获得一个含硫19.82%、回收率78.20%的硫精矿,矿石中的黄铁矿得到综合回收。      

新疆某金矿氰化尾渣回收铜的试验研究

新疆某金矿氰化尾渣含Cu0.29%、Pb0.27%、Zn0.66%、Au0.65t/g、Ag6.2t/g,铅锌氧化较严重而难于回收,铜为主要回收对象,进行了药剂制度和浮选条件的探索试验研究。在一粗一扫二精的条件下,选用Na2SO3+ZnSO4为锌硫矿物的抑制剂、PAC为铜矿物捕收剂,获得了铜品位15.27%、铜回收率80.55%,铜精矿中金品位8.32g/t,回收率23.46%;银品位129g/t,回收率37.69%的指标,实现了尾渣中铜矿物的综合回收。     

广西某复杂铜铅锌多金属硫化矿石选矿试验

广西某复杂铜铅锌多金属硫化矿石铜、铅、锌、硫、银含量分别为0.64%、0.46%、1.66%、10.08%、33.99g/t,主要金属矿物为黄铜矿、方铅矿、闪锌矿、黄铁矿,矿石中金属矿物之间共生关系密切、嵌布粒度不均匀。为确定该矿石的高效开发利用工艺,进行了选矿试验。结果表明:在磨矿细度为-74μm占75%情况下,采用1粗2精2扫铜铅混浮—1粗1精1扫铜铅分离—1粗1精2扫浮锌—1粗1精1扫浮硫流程处理矿石,可获得Cu品位为23.76%、铜回收率为83.93%、Ag品位为556.76 g/t、Ag回收率为36.81%的铜精矿,Pb品位为48.23%、Pb回收率为64.81%、Ag品位为1 651.76 g/t、Ag回收率为30.49%的铅精矿,Zn品位为45.81%、Zn锌回收率为88.49%、Ag品位为71.34 g/t、Ag回收率为6.69%的锌精矿,以及S品位为44.75%、S回收率为81.39%、Ag品位为37.71 g/t、Ag回收率为20.34%的硫精矿,实现了铜、铅、锌、银、硫的高效综合回收。     

玻利维亚ThayaMontana高硫铜金银多金属矿高效回收试验研究

原矿Cu品位2.52%,S含量达27.59%,硫化矿含量接近60%。铜硫分离十分困难;伴生Au、Ag含量极高,价值大,分别达7.8g/t、585.8g/t,应予以充分综合回收。工艺上摈弃传统优先浮选,采用混合浮选方案;在粗磨的基础上,对粗精矿进行再磨处理;药剂制度上采用新型抑制剂STY,并且加入少量硫化钠与活性炭进行脱药处理。在最佳条件下得到了铜、硫两种精矿产品,铜精矿Cu品位21.27%、回收率高达92.43%,同时铜精矿含银高达4115.8g/t、含金达34.9g/t;硫精矿S品位45%,含金7.5g/t、含银153.2g/t,铜、硫、金、银均得到了高效回收,尤其是铜硫分离效果很好。该研究为多铜硫金银多金属矿高效回收提供了一种可行的解决方案。     

新型捕收剂PJ-9在某硫化铜矿浮选中的应用

针对某铜矿山在高碱条件下采用丁基铵黑药进行强压强拉选铜,存在的铜回收率偏低、选矿药剂成本高等问题,在不改变现场工艺流程结构及磨矿细度的前提下,仅通过采用新型铜捕收剂PJ-9,在低碱条件下就实现了该矿山铜硫矿物的有效分离,闭路试验获得铜精矿含铜25.22%、金4.60g/t、银90.80g/t,铜回收率92.03%、金回收率39.51%、银回收率49.41%,比相同条件下采用丁基铵黑药作捕收剂时,铜精矿铜品位高2.77%、铜回收率高2.15个百分点,石灰用量减少800g/t,具有良好的工业应用前景。     

某复杂铜硫矿浮选分离与综合回收试验研究

某复杂铜硫矿原矿硫铁含量高,现场为高碱工艺流程,铜硫分离困难且金银综合回收效率低。采用硫化钠预先活化,“石灰+羧化壳聚糖”作黄铁矿和磁黄铁矿抑制剂,粗选pH=8.5,经一粗两精三扫优先浮选流程可得到含铜24.63%、含金3.41 g/t、含银952.05 g/t,铜回收率84.45%、金回收率32.58%、银回收率75.70%的铜精矿。羧化壳聚糖为清洁高效有机高分子化合物,能高效选择性抑制硫铁矿,在提高主金属铜回收率的同时,伴生金银矿物得到了高效综合回收。     

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。