云南某硫化铜矿降砷试验研究

对云南某原生高硫高砷高铁铜锡多金属共生矿石进行了降砷试验研究。采用新型捕收剂OL-ZN2、砷抑制剂OL-3C,得到了Cu品位20.12%、As含量1.16%的铜精矿,在保证铜回收率的情况下,铜品位提高了6.48个百分点、砷含量降低了1.06个百分点,提高了企业经济效益。     

某含砷铜精矿铜砷分离选矿试验研究

以蓝辉铜矿和硫砷铜矿为主的浮选铜精矿,为了产品效益最大化,进行浮选分离获得高砷铜精矿和低砷铜精矿。蓝辉铜矿和硫砷铜矿纯矿物试验结果表明,在捕收剂丁铵黑药体系下,采用石灰调整矿浆pH值,分别添加次氯酸钙、高锰酸钾、腐殖酸钠以及木质素来抑制蓝辉铜矿,均可以起到很好的抑制作用,但不同的药剂在不同的矿浆pH值条件下抑制效果不同。针对铜品位为20.52%,含砷1.22%的某含砷铜精矿,采用活性炭搅拌-脱水-洗涤-抑铜浮砷工艺,以高锰酸钾配合次氯酸钙为调整剂,抑制不含砷硫化铜矿,获得高砷铜精矿铜品位为32.87%,砷含量4.93%,铜回收率为29.97%,砷回收率75.50%;低砷铜精矿铜品位为17.68%,砷含量0.37%,铜回收率为70.03%,砷回收率为24.50%。铜砷分离效果较好。     

含砷铜精矿铜砷分离试验研究

以蓝辉铜矿和硫砷铜矿为主的浮选铜精矿,为了产品效益最大化,进行浮选分离获得高砷铜精矿和低砷铜精矿。蓝辉铜矿和硫砷铜矿纯矿物试验结果表明,在捕收剂丁铵黑药体系下,采用石灰调整矿浆pH值,分别添加次氯酸钙、高锰酸钾、腐殖酸钠以及木质素来抑制蓝辉铜矿,均可以起到很好的抑制作用,但不同的药剂在不同的矿浆pH值条件下抑制效果不同。针对铜品位为20.52%,含砷1.22%的某含砷铜精矿,采用活性炭搅拌-脱水-洗涤-抑铜浮砷工艺,以高锰酸钾配合次氯酸钙为调整剂,抑制不含砷硫化铜矿,获得高砷铜精矿铜品位为32.87%,砷含量4.93%,铜回收率为29.97%,砷回收率75.50%;低砷铜精矿铜品位为17.68%,砷含量0.37%,铜回收率为70.03%,砷回收率为24.50%。铜砷分离效果较好。     

内蒙古某高砷低铜矿石选矿工艺研究

根据矿石性质,对内蒙古某高砷低铜铅锌银矿石进行了浮选分离研究,采用"铜铅锌等可浮—依次优先浮选"流程,利用FN作为砷矿物的抑制剂,有效解决了铜精矿中含砷高的问题,避免使用铜铅分离时常用的有毒抑制剂重铬酸钾,同时有效提高了铜的品位;试验获得铜精矿铜回收率为66.41%,品位为28.6%,铅、锌、银的回收率均达到90%以上。     

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．     

某锡铜矿石重—浮联合选矿工艺研究

某锡铜矿石锡、铜含量分别为0.59%、0.18%,有害杂质砷含量为1.86%,属高砷低品位锡铜矿石,锡主要以锡石的形式存在,铜主要以硫化铜的形式存在。为高效回收矿石中的锡、铜,采用重—浮联合工艺进行了选矿试验研究。结果表明,矿石磨至粒度为-0.9 mm情况下,采用螺旋溜槽预富集高密度的锡石,对脱粗(+0.5 mm棒磨)后的预富集重选精矿进行摇床分级分选后,再采用反浮选工艺脱硫砷,可高效回收矿石中的主要有价矿物锡石;然后用浮选工艺从锡尾矿中回收铜,铜1次粗选精矿再磨至-0.043 mm占85%的情况下经3次精选获得铜精矿,1次精扫选、2次扫选精矿等各中矿均顺序返回,最终获得锡品位为53.97%、锡回收率为80.10%的锡精矿,以及铜品位为22.67%、铜回收率为54.07%的铜精矿。     

复杂含银砷硫化铜矿浮选试验对比研究

针对云南某含银砷的硫化铜矿,查明了化学多元素、矿物组成、嵌布粒度和单体解离度等工艺矿物学特性,对比了混合浮选和等可浮选两种方案的选别指标。结果表明,在原矿铜、砷、银品位分别为0.41%、1.82%、16.24g/t条件下,等可浮选方案获得了铜品位为22.11%,铜回收率为66.32%的铜精矿,其中砷含量为0.45%,银品位和银回收率为438.48g/t、33.21%;混合浮选方案获得了铜品位为20.14%,铜回收率为75.14%的铜精矿,其中砷品位为0.81%,银品位和银回收率分别为413.75g/t、38.98%。混合浮选方案比等可浮选方案获得的选别指标要好,但砷含量较高。由此可以看出,铜精矿中砷品位与铜、银回收率呈同步升降关系。     

某复杂高砷铜锌矿分选试验研究

针对某高砷复杂铜锌多金属矿,采用优先浮选工艺实现了高效分选。以自主研制的ZY为锌抑制剂,实现了铜锌矿物的有效分离;以自主研制的SY为砷抑制剂,降低了有用矿物中有害元素砷的含量。实验室最终获得的分选指标如下:铜精矿品位22.14%,铜回收率87.45%。锌精矿品位45.61%,锌回收率90.14%。银在铜精矿中的品位为890g/t,回收率66.45%,在锌精矿中的品位为105g/t,回收率12.27%,银总回收率为78.72%。     

抑砷浮铜工艺过程强化回收银的试验研究

对云南某含银低铜高砷高硫多金属硫化矿进行了浮选试验研究。结果表明,在中碱性pH环境下,以GSF₃₁为毒砂抑制剂、GSB₃₂为铜和银矿物的选择性捕收剂,采用铜砷等可浮-抑砷浮铜工艺流程,在原矿铜、砷、银品位分别为0.35%、1.50%和10.74 g/t的条件下,获得了铜品位20.19%、总回收率64.15%的铜精矿,其中砷含量0.42%、银品位308.72 g/t、银选矿富集比28.75,铜精矿中砷含量不超标。     

某含硫化-氧化铜矿石的选矿试验研究

某矿石属于金属硫化—氧化矿石,含铜、硫、砷等有用元素,原矿中铜品位为0.4%~0.6%,矿石局部氧化造成铜回收困难。本次试验的主要目的是提高该铜矿的回收率和品位。采用优先浮选流程,通过优化试验条件,最终得到铜精矿品位16.10%、回收率为81.87%。     

某高品位金矿石重—浮—浸综合回收试验研究

阐述了采用重选—浮选—氰化浸出处理某高品位金矿石的工艺。工艺的试验结果体现了联合流程处理高品位金矿石的优势。最终,金的总回收率高达99.64%,伴生银回收率为89.86%,硫回收率为87.66%。     

预抛—分级回收工艺预选秘鲁某金铜铁多金属矿深部矿石

采用浅部矿的预选工艺对秘鲁某金铜铁多金属矿含Cu 0.127%、Au 0.08 g/t、S 2.08%、Fe 40.56%的深部矿石进行了选矿预选富集试验研究，为该矿石的合理预选工艺提供参考。结果表明，浅部矿的预抛—分级预选工艺（原矿-25 mm干抛—干抛精矿高压辊磨细碎—高压辊磨细碎产品湿抛—预抛尾矿分级回收）对深部矿石具有较好的适应性和预选富集效果，最终获得铜品位0.13%、铁品位48.76%、铜回收率87.49%、铁回收率97.93%的总预选精矿，总预选抛尾率为18.84%。项目成果为该矿石的合理预选工艺选择提供了参考，并为提高选厂后续磨浮作业的矿石入选品位，降低入磨矿量和磨选成本，综合回收矿石中铁铜等伴生有价金属创造了良好的前提条件。      

西藏某铜矿选矿工艺技术试验研究

对西藏某铜矿的试验样品进行了先选硫化铜、再选氧化铜的浮选工艺流程研究,采用该流程获得的指标为:硫化铜精矿品位33.83%、回收率69.71%;氧化铜精矿品位16.84%、回收率17.35%;总精矿品位28.17%,铜回收率87.06%。由于尾矿中铜品位尚有0.40%,经制片镜下检查表明,损失于尾矿中的铜主要是氧化铜,其存在形式主要以包裹体存在于脉石中,因此对该工艺流程的尾矿进行了再处理。对闭路浮选试验尾矿分别进行了氨和硫酸不同浓度、不同浸出时间的浸出试验,试验结果表明,用一定量的硫酸浸出可将尾矿铜降至0.11%,充分表明了该铜矿具有较高的资源价值。     

国外某低品位含铁氧化铜矿选矿试验研究

国外某低品位含铁氧化铜矿氧化率高,绿泥石含量大、易泥化,铁含量较高。根据以上矿石性质,采用一次粗选、一次扫选、二次精选的硫氧混合浮选流程回收铜,浮选尾矿再经两段磁选回收铁,最终获得铜精矿铜品位17.04%、铜回收率52.65%,铁精矿铁品位62.62%、全铁回收率64.18%、磁性铁回收率92.96%的指标。     

某难处理金矿石提金工艺试验研究

针对某含砷高、含碳高、硫化物含量低的微细粒浸染型难处珲金矿石,进行了不同流程的提金工艺试验研究.对于金品位为2.98 g/t的原生矿,用常规氰化金的浸出率仅为0.68%;焙烧-氰化提金工艺,金的浸出率为80%左右;原矿浮选,金的浮选回收率为82.73%;浮选-金精矿生物氧化-炭浸提金工艺,金的总回收率74.72%;浮选...     

Flotation of mixed copper oxide and sulphide minerals with xanthate and hydroxamate collectors

Sherwood Copper’s Minto Mine processes a high grade copper–gold deposit in Yukon, Canada. The ore mined is from a primary copper sulphide deposit with separate additional deposits of copper oxides. In conjunction with Ausmelt Chemicals, Minto is currently investigating options to recover copper oxide and sulphide minerals using flotation by blending their primary sulphide ore with oxide ores. The blend used in this laboratory scale investigation was 70% sulphide ore and 30% oxide ore on a weight basis. The copper sulphides present in the blend were bornite and chalcopyrite, while the oxides were malachite and minor azurite.From previous flotation investigations of mixed copper oxide and sulphide minerals using xanthate and hydroxamate collectors it was hard to distinguish the impact of the alkyl hydroxamate collector on sulphide recovery as the sulphide and oxide minerals occurred naturally together. In the case of the Minto operation the copper oxide and sulphide minerals occur in separate ore deposits and can be treated separately or blended together. This investigation has shown that using n-octyl hydroxamates (AM28 made by Ausmelt Limited) in conjunction with traditional sulphide collectors can successfully simultaneously recover copper sulphides and oxides by flotation from blended ore minerals. The copper sulphide recovery did not decrease when processing the blended ore compared to treating the sulphide ore independently. At a blend of 70% sulphide ore and 30% oxide ore, the rougher scavenger copper recovery was as high as 95.5%. The copper recovery from the blended ore using a mixture of collectors was shown to be superior to the recovery obtained using only xanthate after controlled potential sulphidisation.     

四川某氟碳铈矿石选矿试验研究

四川某氟碳铈稀土矿石主要有用矿物为氟碳铈矿,有用矿物与脉石矿物嵌布关系复杂,且含泥量大。为开发利用该矿石,对其进行了选矿试验研究。结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm占85%条件下,以水玻璃为调整剂、改性羟肟酸为捕收剂,经2粗2精1扫闭路浮选,可获得REO品位为42.30%、回收率为72.59%的浮选精矿,浮选精矿在背景磁感应强度为1.0 T条件下经1次脉动高梯度强磁选,可获得REO品位为60.20%、作业回收率为93.00%、对原矿回收率为67.10%的最终稀土精矿,从而实现该氟碳铈稀土矿石的有效分选。     

内蒙古某含碳低品位硫化铅锌矿石选矿试验

针对内蒙古某含碳低品位硫化铅锌矿石有机碳含量高并以隐晶质形式存在、铅锌硫化物嵌布粒度微细等特点,采用磨矿后预先浮选脱碳-铅锌硫依次浮选-铅、锌粗精矿精选前进行再磨的工艺流程对其进行选矿试验,并在铅精选时加入碳的高效抑制剂铁铬木质素磺酸盐,最终获得了铅品位为53.67%、铅回收率为56.93%的铅精矿,锌品位为44.64%、锌回收率为83.19%的锌精矿和硫品位为36.89%、硫回收率为59.11%的硫精矿,从而为该矿石的开发利用提供了依据。     

某高硫铅锌多金属矿选矿工艺试验

为高效回收利用某高硫铅锌多金属矿对其进行了半荧光分析、XRD分析和SEM分析及选矿工艺试验研究。试验研究结果表明：该矿可回收利用的金属元素为铅、锌、银,其中铅主要赋存于方铅矿中,锌主要赋存于闪锌矿中,银主要与方铅矿伴生;矿石中铅锌矿物紧密共生、嵌布特性复杂,其铅、锌、银的品位分别为1.76%、3.97%和22.03 g/t;试验采用浮铅抑锌的优先浮选工艺和正交试验优化浮选药剂制度处理该矿石,实现了铅、锌、银的综合回收,最终获得了含铅57.57%、含银564.26 g/t、铅回收率为89.63%、银回收率为70.18%的铅精矿,锌品位为46.44%、锌回收率为76.97%的锌精矿;实现了该矿的综合回收及高效利用。     

河北某高硫铜锌矿石选矿试验研究

河北省某铜锌多金属硫化矿石黄铁矿含量高,铜锌矿物嵌布关系密切复杂。矿石含铜1.14%、含锌6.67%、含硫29.12%,属于高硫铜锌矿石。为给该矿石合理开发利用工艺提供依据,进行了选矿试验。结果表明:采用1粗1精1扫选铜,选铜尾矿经1粗1精1扫选锌,选锌尾矿经1粗1扫选硫流程,可获得铜品位为24.13%、含锌9.33%、铜回收率为73.86%的铜精矿,锌品位为50.63%、含铜1.95%、锌回收率为91.01%的锌精矿,硫品位为53.34%、硫回收率为74.46%的硫精矿产品。试验结果可以作为该高硫铜锌矿石综合开发利用的依据。