四川甘洛某氧化铜矿石浮选试验

甘洛铜矿石铜品位平均为1.96%,有害元素含量极低。矿石自然类型单一,铜矿物以孔雀石为主。为实现该铜矿石的有效回收利用,采用混合浮选工艺进行选矿试验。结果表明,在磨矿细度-0.074 mm 77%、活化剂硫化钠用量3 000 g/t,组合捕收剂丁基黄药+丁基铵黑药+羟肟酸钠用量120+60+30 g/t条件下,采用2粗2扫4精混合浮选闭路流程处理矿石,可获得铜品位24.07%、回收率77.12%的铜精矿,损失在尾矿中的铜矿物孔雀石主要与铁质混杂、多充填在裂隙或显微裂隙内,粒度微细,单体解离非常困难,因此难以回收。     

某含泥高硫混合铜矿选矿试验研究

该矿石含泥量较高,黄铜矿与黄铁矿致密共生,原矿铜品位为0.99%,硫品位为18.32%。试验采用原矿洗矿—铜硫混合浮选—混合精矿再磨分离的原则流程。磨矿至-0.074 mm粒级含量占56%进行铜硫混选,混合精矿再磨矿至-0.074 mm粒级含量占90%进行铜硫分离。通过考察药剂制度对浮选的影响采用硫化钠400 g/t,丁基黄药∶丁基铵黑药(4∶1)80 g/t,松醇油35 g/t,石灰为1500 g/t,获得品位为15.95%、回收率为88.23%的铜精矿和品位为32.13%、回收率为69.84%的硫精矿。对同类别含泥高硫混合铜矿选矿具有一定指导意义。     

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%。     

从莱山金矿浮选回收金的研究

采用常规的硫化浮选工艺,从含金的氧化矿中回收金.研究了磨矿细度、硫化钠、碳酸钠、丁基黄药及丁基铵黑药用量对回收金的影响.结果表明,过量的硫化钠对金有抑制作用,采用丁基黄药和丁基铵黑药混合捕收剂能提高金的回收率.在磨矿细度为89.52%-0.074 mm、原矿金品位为5.56 g/t的条件下,经一粗二精二扫选别.可获得金精矿品位为105.9 g/t,金回收率为85.27%的选别指标.     

江西某金矿尾矿再选试验研究

江西某金矿浮选尾矿属于低品位难处理含金硫化矿，由于尾矿长期堆存，部分硫化矿石表面氧化程度高，为确定该尾矿资源开发再利用工艺，进行了选矿试验。工艺矿物学研究结果表明，矿石中Au品位为0.70 g/t，为主要的回收元素，主要以单体金和硫化物包裹金的形式存在，其次以氧化物包裹金的形式存在；根据该矿石性质特点，采用以多硫化钠为硫化剂的浮选工艺流程处理该矿石。粗选条件试验表明，粗选多硫化钠最佳用量为80 g/t，粗选的最佳矿浆pH值为8；在条件试验的基础上进行硫酸铜、丁铵黑药、丁基黄药和多硫化钠用量正交试验，并对试验结果进行验证试验，最终确定优水平组合为硫酸铜50 g/t、丁基黄药150 g/t、丁铵黑药50 g/t，多硫化钠80 g/t；在矿石粗选磨矿细度为-0.074 mm占90%、矿浆pH为8、煤油用量100 g/t、多硫化钠用量80 g/t、丁基黄药+丁铵黑药用量(150+50) g/t，硫酸铜用量50 g/t，水玻璃用量200 g/t，2#油用量40 g/t的条件下，经“1粗2精2扫”的闭路试验，可获得Au品位13.25 g/t、Au回收率57.16%的浮选金精矿，相较于未添加多硫化钠的浮选流程，精矿指标良好，研究结果为该矿山和类似矿山的尾矿资源回收利用提供一定的参考。     

某碳质铜矿伴生金银元素回收的研究应用

对含碳型多金属铜矿进行了提高其伴生金银元素回收的选矿试验,并进行了应用。结果表明,采用Y89与丁基铵黑药捕收剂替代丁基黄药后,可以得到铜精矿金品位提高1 g/t、银品位提升10 g/t的较好指标。同时精矿铜品位提升约1%,铜回收率保持不变。     

某多金属含金难处理矿石浮选工艺研究

某多金属含金难处理矿石含铜0.21%、金0.55 g/t。对该矿进行捕收剂和调整剂优化试验,确定了粗选采用石灰调整矿浆、Z-200与丁基铵黑药为组合捕收剂,扫选采用丁基黄药与丁基铵黑药为组合捕收剂的新药剂制度。粗扫选作业的差异化给药,有效提高了铜、金的回收指标。在磨矿细度-74μm占68.63%的条件下,通过一次粗选、三次精选、三次扫选的闭路流程试验,获得精矿含铜14.72%、含金23.45 g/t,铜回收率90.29%、金回收率60.92%的指标。     

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。     

江西某铜银多金属矿选矿工艺

根据江西某铜银多金属矿石的特点,采用铜硫混合浮选—铜硫混合精矿再磨—混合精矿铜硫分离的工艺流程,以及组合铜硫捕收剂丁基铵黑药+丁基黄药,新型高效抑制剂DT-2#综合回收铜、硫、银等有价元素。闭路试验获得了含铜22.49%、铜回收率88.76%的铜精矿,含硫33.07%、硫回收率62.25%的硫精矿。银回收率88.16%,主要富集在铜精矿中,综合品位达到1 595.47 g/t。     

采用酯类捕收剂PZA提高铜、银回收率的选矿试验研究

在某硫化铜矿浮选过程中,进行了酯类捕收剂PZA与丁基黄药、丁基铵黑药、Z200等对比研究,发现PZA对铜、银具有良好的选择性,与丁基黄药组合效果更佳。原矿铜、银品位分别为0.28%和8.50g/t情况下,采用铜硫混合浮选—铜硫分离工艺流程,最终获得了铜精矿Cu品位21.58%、回收率83.94%,Ag品位500.10g/t、回收率62.99%的技术指标,较好的实现了银在铜精矿的定向富集。     

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。      

云南某低品位铜矿石中伴生金的强化回收

云南某低品位铜矿石铜、金品位分别为0.35%、0.114 g/t,现场以丁基黄药为捕收剂,在磨矿细度为-0.075 mm占74.30%的条件下浮选选铜,并使金在铜精矿中富集,获得的铜精矿铜金回收率分别为91.60%和45.70%。为提高金的回收效果,以现场工艺流程为基础,以提高金回收率为主要目标进行了浮选选铜试验。结果表明,在磨矿细度为-0.075 mm占80%的情况下,以Z-200+丁铵黑药为捕收剂,730A为起泡剂,采用1粗3精2扫、中矿顺序返回的闭路试验流程回收铜和金,最终获得的铜精矿铜品位为22.48%、含金4.53 g/t、铜回收率为92.85%、金回收率为56.30%。可见,以Z-200+丁铵黑药为捕收剂,不仅能显著提高铜精矿金回收率10.60个百分点,而且能小幅提高铜回收率1.25个百分点。     

广东大尖山某铅锌多金属矿石选矿试验

广东大尖山某铅锌多金属矿石铅品位为2.10%、锌品位为3.805%、银含量为35.85 g/t。矿石铅、锌均主要是以硫化矿的形式存在，硫化铅和硫化锌分别占总铅和总锌的95.71%和95.84%。为给该矿石开发利用提供依据，进行了选矿工艺试验。结果表明：矿石磨细至-74 μm占80%，以CaO为矿浆pH调整剂、硫酸锌为抑制剂、丁胺黑药+丁黄药为捕收剂，经1粗3精4扫铅浮选，铅浮选尾矿以CaO为矿浆pH调整剂、CuSO₄为活化剂、丁黄药为捕收剂，经1粗3精4扫锌浮选，获得了铅精矿铅品位60.29%、铅回收率92.02%、含银826.13 g/t、银回收率72.75%、含锌3.64%，锌精矿锌品位48.32%、锌回收率92.30%、含铅0.95%的指标。     

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。     

从某氰化尾渣中回收金的研究

针对辽宁某金矿氰化尾渣泥化严重且其中载金矿物被强烈抑制的问题, 进行了脱泥试验和浮选药剂条件试验, 最终提出磨矿-矿泥分散和抑制-硫化矿活化浮选工艺流程, 采用碳酸钠和水玻璃为组合调整剂, 戊黄药和丁铵黑药为组合捕收剂, 硫酸铜为活化剂, 金回收效果明显, 金精矿中金品位从4.87 g/t提升至26.03 g/t, 回收率为65.12%。     

某金锑矿选矿试验研究

对某Sb品位7.94%、Au品位1.95 g/t的石英脉型金锑硫化矿进行了浮选试验研究。采用混合浮选工艺,以丁基黄药和丁铵黑药为捕收剂、硫酸为pH值调整剂、硝酸铅和硫酸铜为活化剂,经一次粗选三次精选三次扫选闭路浮选,获得了产率20.17%、Sb品位和回收率分别为37.35%和94.87%、Au品位和回收率分别为7.79 g/t和80.39%的金锑混合精矿,精矿品级符合锑精矿质量标准(YB 2419—82)中硫化锑精矿三级品,金和锑都得到较好地回收。     

从重选钨锡粗精矿中回收铜锌的研究

先用活性炭脱药, 再采用先浮铜后浮锌的优先浮选工艺, 从某钨锡多金属矿重选钨锡的粗精矿中回收铜锌。浮铜时采用石灰、硫酸锌和水玻璃作抑制剂, Dy和丁铵黑药作捕收剂, 浮锌时采用硫酸铜作活化剂, 石灰和水玻璃作抑制剂, 丁黄药作捕收剂, 在给矿铜锌品位分别为1.42%和2.78%时, 获得铜精矿品位23.85%、回收率90.02%, 锌精矿品位45.02、回收率85.18%的指标。     

四川某微细粒次生硫化铜矿浮选工艺研究

针对四川某微细粒嵌布、低氧化率混合铜矿铜回收率低的问题,进行了浮选试验研究。采用一粗一精三扫闭路浮选流程,在磨矿细度-0.074 mm粒级占70%、2^#油用量100 g/t、Na₂S用量100 g/t、丁基黄药和丁铵黑药(1∶3)组合捕收剂用量250 g/t和浮选时间4 min条件下,获得了铜精矿产率3.34%、铜品位21.61%、回收率85.93%的选矿指标。研究结果能为该矿的生产实践提供理论和技术支持,同时为国内外同类矿山的开发利用提供一定的借鉴。     

提高金矿选矿技术指标研究

为提高金精矿品位,开展了选金药剂及用量条件试验研究,最终确定了硫化钠+HQ77+丁铵黑药的新组合药剂制度,在适宜药剂用量条件下进行了闭路试验,获得了金精矿品位52.69 g/t、回收率71.12%。工业试验中,稳定期金精矿累计品位50.39 g/t、回收率71.59%、平均金总回收率91.11%。采用新的药剂制度,可以在保证金回收率变化不大的情况下大幅提高金精矿品位。