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。     

某含金复杂铜硫矿石低碱度浮选工艺试验研究

某复杂含金铜硫矿石中铜、金和硫的品位分别为0.82%、1.20 g/t和11.30%，对该铜硫矿石进行详细的工艺矿物学研究，针对该矿石特点，在低碱度条件下应用铜硫优先浮选原则工艺流程。闭路试验结果 表明：在磨矿细度-74 μm占85%的条件下，以氧化钙为硫铁矿抑制剂（矿浆pH值为9~10），Z-200为铜矿物捕收剂，经1次粗选、1次扫选和2次精选的铜浮选流程可获得铜品位为18.42%、铜回收为84.97%，含金15.52 g/t、金回收率为48.78%的铜精矿；浮铜尾矿再添加硫铁矿活化剂QH，以丁基黄药为捕收剂经1次粗选、1次扫选和2次精选的硫浮选流程可获得硫品位为45.42%、硫回收率为65.33%的硫精矿。金在铜精矿中有效富集， 在低碱度的条件下原矿实现了有价金属的综合回收。     

澳大利亚某铜尾矿硫化铁矿物高效回收试验研究

对澳大利亚某铜尾矿进行了选矿工艺流程和药剂制度的研究。讨论了捕收剂种类、用量,粗选矿浆p H值,活化剂用量等因素对浮选工艺的影响;确定了丁基黄药作为捕收剂,用量为100 g/t,粗选矿浆p H=5.0,硫酸铜作为活化剂,用量为400 g/t的药剂制度。通过一次粗选一次扫选两次精选的浮选工艺流程,获得硫品位为47.51%,回收率为92.11%的硫精矿。实现了铜尾矿中硫化铁矿物的高效回收利用。     

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。     

福建川石金矿浮选试验研究及生产实践

福建川石金矿选矿厂前期采用常规浮选工艺生产金精矿,浮选采用一次粗选、三次精选、四次扫选工艺流程,丁基铵黑药和丁基黄药作为捕收剂、松醇油为起泡剂、硫酸铜为活化剂、石灰用作p H值调整剂,选矿厂尾矿中金品位为0.82g/t,金选矿回收率为61.87%。经过工艺流程的优化,调整为一次粗选、两次精选、三次扫选,捕收剂丁基铵黑药30 g/t,丁基黄药100 g/t,起泡剂松醇油30 g/t、SC 15 g/t。最终选矿厂尾矿中金品位降至0.28 g/t,金的回收率为87.32%,年增加经济效益可达1 259.42万元。     

某含金复杂铜硫矿石低碱度浮选工艺试验研究

某复杂含金铜硫矿石中铜、金和硫的品位分别为0.82%、1.20 g/t和11.30%,对该铜硫矿石进行详细的工艺矿物学研究,针对该矿石特点,在低碱度条件下应用铜硫优先浮选原则工艺流程。闭路试验结果 表明：在磨矿细度-74 μm占85%的条件下,以氧化钙为硫铁矿抑制剂（矿浆pH值为9~10）,Z-200为铜矿物捕收剂,经1次粗选、1次扫选和2次精选的铜浮选流程可获得铜品位为18.42%、铜回收为84.97%,含金15.52 g/t、金回收率为48.78%的铜精矿;浮铜尾矿再添加硫铁矿活化剂QH,以丁基黄药为捕收剂经1次粗选、1次扫选和2次精选的硫浮选流程可获得硫品位为45.42%、硫回收率为65.33%的硫精矿。金在铜精矿中有效富集, 在低碱度的条件下原矿实现了有价金属的综合回收。     

某难选铜铁矿综合利用工艺研究

研究了某铜铁矿矿石性质,进行了铜矿物粗选、扫选、精选条件及铁矿综合回收试验研究.结果表明:采用铜硫混合浮选、三次精选、四次扫选,铜硫分离一次粗选、三次精选、一次扫选工艺,可以获得铜精矿铜品位16.93%,回收率69.81%;硫精矿硫品位32.80%,回收率53.23%的选矿产品.浮选尾矿进行再磨除硫,获得的铁精矿品位67.49%,全铁回收率61.12%.     

某金矿浮选试验研究

对金矿原矿品位为1.53 g/t,主要载金矿物为黄铁矿和黄铜矿的某金矿,进行了着重回收金属硫化矿物的探索实验,确定采用碳酸钠调浆和丁铵黑药＋丁基黄药组合使用的方式进行浮选条件实验。经过条件试验确定了最佳磨矿细度为-200目65.05%,碳酸钠用量为1 000 g/t,丁铵黑药与丁基黄药配制比例为1∶3,用量为60 g/t。开路试验采用一次粗选、三次精选、一次扫选工艺,由于金精矿品位较高,但一次扫尾矿品位较高,故闭路试验采用一粗、两精、两扫工艺流程,得到了金品位为70.26 g/t、回收率为92.30%的浮选金精矿。     

某低品位铜金矿铜硫分离试验研究

我国的铜矿资源丰而不富,铜矿资源仍是国内短缺的矿种。实现低品位铜矿资源的高效开发和利用对我国铜业经济的稳定发展具有重要的意义。某低品位铜金矿石铜品位0.501%,含金0.4 g/t,硫品位3.88%。铜矿物以硫化铜为主,占总铜的96%,铜矿物嵌布粒度较细,且与黄铁矿致密共生。通过详细的浮选条件试验(磨矿细度、捕收剂用量、铜硫分离CaO用量及磨矿细度)和工艺流程试验(扫选次数和精选次数),最终采用了"阶段磨矿-混合浮选-铜硫分离"的浮选工艺,粗选磨矿细度为-0.074 mm 58.13%,矿浆的p H值约为6,添加100 g/t的硫酸铜为活化剂,采用丁基黄药和丁胺黑药为组合捕收剂,用量为300 g/t(丁基黄药:丁胺黑药=2∶1),铜硫分离的磨矿细度为-0.045 mm 82.45%,石灰的添加量为2 kg/t,采用一次粗选、两次扫选和三次精选的工艺流程可实现铜、金和硫的有效回收。闭路试验结果表明:铜精矿品位为19%左右,含金约9.5 g/t;铜和金的选矿回收率分别为Cu 78.16%和Au 50.90%。试验所采用的浮选工艺流程简单,生产成本低。可为下一步铜选厂的建设提供技术参考和决策依据。     

阿舍勒铜矿锌硫分离作业尾矿浮选回收铜及伴生金银试验研究

针对生产现场锌硫分离作业尾矿作为二次资源浮选回收铜及有价元素金银进行了试验研究,锌硫分离尾矿经一次粗选、三次精选、两次扫选获得铜品位为13.78%的铜精矿、铜回收率为62.28%,铜精矿含金、银品位分别为1.10g/t和335.32g/t、回收率分别为10.74%和32.01%的较好指标。     

山西某磁选铁精矿浮选脱硫试验

山西某磁选铁精矿铁品位为65.16%，S含量高达2.62%，主要铁矿物为磁铁矿，占总铁的92.23%；含硫矿物主要为磁黄铁矿和黄铁矿，分别占总硫的53.72%和45.67%，硫在粗粒级（+100目）和细粒级（-325目）的含量相对较高，超过70%的硫分布在-200目粒级。为降低该铁精矿中的硫含量，进行了反浮选脱硫试验。结果表明，试样采用1粗1精-粗选与精选尾矿合并扫选，扫选精矿返回粗选的闭路浮选流程处理，在粗选+精选丁基黄药用量为400+100 g/t、H106用量为950+450 g/t、松醇油用量为50+20 g/t的情况下，可获得铁品位为66.59%、含硫0.29%、铁回收率为91.40%的铁精矿和硫品位为22.13%、含铁52.75%、硫回收率为90.07%的硫精矿。     

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。     

黔西南某微细浸染型金矿浮选提金探索研究

对黔西南某微细浸染型金矿开展了浮选试验研究, 初步探索了浮选法提金的较优工艺条件。在磨矿细度-0.075 mm粒级占73.17%, 丁基黄药与丁铵黑药配比为4∶1、总用量为100 g/t, 活化剂硫酸铜用量200 g/t, 起泡剂2^#油用量80 g/t条件下, 采用一粗一精一扫闭路浮选流程, 可得到金品位2.11 g/t、回收率39.28%的金精矿。     

内蒙古某深部高硫铅锌矿石浮选工艺试验研究

内蒙古某铅锌矿随着开采深度的加深，黄铁矿含量升高，含硫接近30%。为此，在对新采出原矿进行工艺矿物学研究的基础上开展了选矿试验，为该选厂合理选矿工艺流程确定提供依据。结果显示：矿石主要有价元素为铅、锌、硫，铅品位为7.56%，锌品位为23.35%，铅、锌均主要以硫化矿形式存在，方铅矿、闪锌矿、黄铁矿嵌布粒度均为粗粒嵌布。在磨矿细度为-0.074 mm占70%条件下，以ZnSO₄为抑制剂、乙基黄药为捕收剂、730A为起泡剂经1粗2扫流程等可浮铅锌硫，等可浮尾矿以CuSO₄为活化剂、丁基黄药为捕收剂、730A为起泡剂经1粗1精1扫选锌，获得锌精矿1，等可浮精矿在再磨细度为-0.043 mm占80%条件下以石灰为抑制剂、乙硫氮为捕收剂经1粗3精1扫选铅，获得铅精矿，选铅尾矿CuSO₄为活化剂、丁基黄药为捕收剂、730A为起泡剂经1粗1精1扫锌硫分离浮选，获得锌精矿2和硫精矿，锌精矿1和锌精矿2合并为锌精矿，最终获得了铅品位为59.26%、回收率为88.73%的铅精矿，锌品位为52.21%、回收率为94.95%的锌精矿，硫品位为48.71%、回收率为48.93%的硫精矿。试验结果可以为该深部矿体高硫铅锌矿石开发利用提供依据。     

攀西某钒钛磁铁精矿浮选脱硫实验

攀西某钒钛磁铁精矿中的TFe、TiO₂和S的品位分别为53.75%、12.55%和0.76%,铁、钛主要以钒钛磁铁矿、钛铁矿的形式赋存,硫主要以磁黄铁矿的形式赋存。磁黄铁矿单体解离度低,富连生体多。为将该钒钛磁铁精矿中的硫脱除,采用浮选工艺进行了降硫实验研究。结果表明:采用一粗四精二扫浮选闭路流程,在以硫酸为pH值调整剂,丁黄+丁铵（5∶1）为捕收剂,2#油为起泡剂,粗选用量分别为2000 g/t、300 g/t、40 g/t,粗扫选得到的硫粗精矿再磨细度-38 μm 93.33%的条件下,可以获得S品位为28.65%,S回收率59.46%的硫精矿,TFe品位为53.79%,TFe回收率为98.51%,铁精矿S品位为0.29%的铁精矿。      

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。     

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。     

内蒙古某磁选铁精矿浮选脱硫试验研究

对内蒙古某磁选铁精矿进行了浮选脱硫试验研究。以FS为活化剂、碳酸钠为pH调整剂、黄药和双黄药为混合捕收剂、2^#油为起泡剂, 经过一粗一精一扫闭路反浮选, 获得了产率94.54%、铁品位67.88%、铁回收率95.04%、含硫0.26%的铁精矿。