内蒙古某含银混合铜矿石选矿试验研究

内蒙古某含银铜矿石,由于其铜氧化率达20.16%,采用常规浮选工艺回收率较低。针对这种情况,采用优先浮选硫化铜后浮选氧化铜的原则流程,以丁基黄药与Z200质量比为3 GA6FA 1的组合捕收剂为硫化铜的捕收剂,以Na₂S为氧化铜调整剂,采用丁基黄药与羟肟酸钠混合捕收剂为氧化铜捕收剂。在磨矿细度为-0.074 mm占80%的条件下进行闭路试验,硫化铜经1次粗选和2次扫选,氧化铜经1次粗选1次扫选,所获得的硫化铜和氧化铜粗精矿混合产物经过4次精选,最终可获得铜品位为19.18%、银品位为2 308 g/t,铜回收率为80.90%、银回收率为81.03%的铜精矿产品。      

某氧化铜矿石硫化浮选试验

某氧化铜矿石铜品位为3.99%,氧化率73.5%,铜主要以自由氧化铜的形式存在。采用优先浮硫化铜再浮氧化铜的原则流程回收铜,对硫化铜浮选尾矿开展氧化铜硫化浮选试验。以硫化钠为硫化剂,戊基黄药为捕收剂,2#油为起泡剂,进行1粗1精氧化铜矿硫化钠用量、强化硫化药剂、分段加药浮选试验和氧化铜浮选尾矿强磁选试验。结果表明,硫化钠用量为1 500 g/t,不采用强化硫化药剂,分两次加药、加药量比为3∶1时,磁场强度为1 240 k A/m时,浮选效果最佳。在该条件下进行全流程闭路试验,最终可获得铜位40.79%、回收率36.37%的氧化铜精矿1,铜品位17.62%、回收率16.40%的氧化铜精矿2和铜品位4.11%、回收率3.88%的磁选精矿。试验结果可为该氧化铜矿石铜回收工艺的确定提供技术参考。     

云南水源地区某氧化铜矿石选矿试验

云南水源某铜矿石铜品位为0.88%,56.6%的铜以硫化铜形式存在,43.4%的铜以氧化铜形式存在。矿石矿物组成复杂、泥化现象严重。为给该铜矿石的合理开发利用提供参考,进行了先浮选硫化铜矿物再浮选氧化铜矿物的工艺流程试验。结果表明,在磨矿细度为-200目占80%条件下,以CaO(加入磨机中)和水玻璃为抑制剂、丁黄药为捕收剂经1粗2精硫化铜浮选,硫化铜浮选尾矿经水力旋流器脱泥后,沉砂以硫化钠为活化剂、羟肟酸钠+丁黄药为捕收剂经1粗2精2扫氧化铜浮选,获得的混合铜精矿铜品位为20.13%、回收率为72.81%。氧化铜浮选前经水力旋流器脱泥减轻了矿泥在矿浆中的循环、积累现象,使精矿由四级品提高到三级品,具有较好的经济效益。     

赞比亚谦比希西矿体铜矿优先浮选试验研究

赞比亚谦比希西矿体铜矿矿物种类多,Cu、Fe、S和Al2O3含量分别为1.69%、3.94%、1.61%和14.70%,属高铝复杂难选铜矿。为给该矿石浮选工艺确定提供依据,对西矿体矿石进行了浮选工艺研究。试验确定采用先选硫化铜矿再选氧化铜矿的优先浮选工艺流程。以水玻璃为矿浆分散剂、氧化钙为抑制剂、丁基黄药为捕收剂、2#油为起泡剂,进行硫化铜浮选,硫化铜浮选尾矿以硫化钠为活化剂、丁胺黑药+丁基黄药为混合捕收剂,进行氧化铜浮选,硫化铜与氧化铜浮选粗精矿混合后经3次精选,闭路试验可获得铜品位22.75%、铜回收率71.89%的浮选铜精矿,以及铜品位0.49%的浮选尾矿。     

云南某铜矿石选矿试验

云南某铜矿石铜品位为1.39%,主要铜矿物有黄铜矿、辉铜矿、斑铜矿和孔雀石,硫化铜是铜的主要存在形式,占总铜的73.30%,游离氧化铜占总铜的18.04%,结合氧化铜仅占总铜的8.66%。对该矿石进行了选铜试验,结果表明,矿石在磨矿细度为-200目占70%的情况下,采用1粗1扫2精浮选硫化铜矿物,1粗2扫2精浮选氧化铜矿物,中矿顺序返回的闭路流程处理,可获得铜品位为32.16%、铜回收率为90.23%的铜精矿。试验指标较为理想,可作为该铜矿资源开发利用的依据。     

国外某沉积岩型难选硫氧混合铜矿石浮选试验

国外某沉积岩型硫氧混合铜矿石铜品位为2.96%,为确定该矿石的合理开发利用工艺,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：①矿石中的主要铜矿物有辉铜矿、赤铜矿、孔雀石、硅孔雀石,主要脉石矿物有石英、方解石、白云石;辉铜矿、赤铜矿的嵌布粒度一般在0.02~0.30 mm,孔雀石、硅孔雀石的嵌布粒度主要为0.02~1.20 mm;硫化铜占总铜的60.14%,氧化铜占39.86%。②原矿在磨矿细度为-0.074 mm占73.60%的情况下,先以丁基黄药+乙基黄药为组合捕收剂采用2粗2精1扫流程浮选硫化铜矿物,再以硫化钠为硫化剂、丁基黄药+烷基羟肟酸为捕收剂采用1粗3精2扫流程浮选氧化铜矿物,获得了Cu品位为46.92%、回收率为71.57%的硫化铜精矿和Cu品位为29.23%、回收率为16.08%的氧化铜精矿,总精矿Cu品位为42.17%、回收率为87.65%,选别指标较好。     

吉林某难选铜镍硫化矿石选矿试验

吉林某难选铜镍硫化矿石铜品位为0.19%、镍品位为0.42%。矿石中铜镍矿物共生密切,嵌布粒度微细。为给该矿石的开发利用提供依据,进行了铜镍混合浮选-分离浮选试验。结果表明：在磨矿细度为 -0.074 mm占80%条件下,以硫酸铜为活化剂、乙基黄药+丁铵黑药为捕收剂、2号油为起泡剂、CMC为精选抑制剂,经1粗3精2扫铜镍混合浮选获得铜镍混合精矿,铜镍混合精矿再磨至-0.038 mm占90%,以石灰为抑制剂、乙基黄药为捕收剂,经1粗3精2扫铜镍分离浮选,获得了铜品位为24.62%、铜回收率为79.04%、镍品位为0.73%、镍回收率为1.06%的铜精矿及镍品位为5.73%、镍回收率为75.85%、铜品位为0.11%、铜回收率为3.22%的镍精矿,实现了铜镍的有效综合回收。     

华北某低品位铜钼矿石选矿试验

为解决华北某低品位斑岩型铜钼矿石的高效、低成本开发利用问题,在查明了矿石中主要有用矿物为黄铜矿、斑铜矿和辉钼矿,原生硫化铜+次生硫化铜占总铜的97.10%,硫化钼占总钼的96.02%后,以钼矿物浮选新型捕收剂为研究核心,对该矿石进行了铜钼混合浮选试验。结果表明,该矿石适宜的磨矿细度为-0.074 mm占65%,铜钼混浮粗选捕收剂Mo+MC用量为12+3 g/t,矿浆调整剂石灰用量为1 500 g/t,起泡剂2#油用量为25 g/t,采用1粗3精3扫、中矿顺序返回的闭路流程处理该矿石,可获得铜、钼品位分别为23.72%、1.044%,铜、钼回收率分别为87.22%、74.39%的铜钼混合精矿。     

新疆某铜铁矿石选矿试验

新疆某铜铁矿石铜品位1.52%,全铁品位20.20%,70.07%的铜以硫化铜的形式存在,氧化铜中铜占29.86%,磁性铁仅占总铁的29.36%。为确定铜、铁回收适宜的选矿工艺流程,采用先浮铜再磁选铁的原则工艺流程进行选矿试验。结果表明,在磨矿细度-0.074 mm占80%、活化剂硫化钠用量500 g/t、捕收剂丁基黄药用量150 g/t、起泡剂2#油用量30 g/t的条件下,原矿经1粗2精2扫闭路浮选铜—浮铜尾矿1次弱磁选选铁流程处理,可获得铜精矿品位23.52%、回收率90.85%和铁精矿品位67.56%、回收率32.12%的良好指标,试验结果可作为该铜铁矿石高效开发利用的技术依据。     

江西某铜硫矿石浮选工艺研究

江西某大型铅锌矿山在深部接替资源勘查中探获了资源量达到中型规模以上的铜硫矿石资源。为了合理开发利用该矿石资源,在矿石性质研究和探索试验基础上,采用铜硫混合浮选-铜硫分离浮选工艺对其进行了选矿试验。试验结果表明：原矿磨至-0.074 mm占75%后以石灰为pH调整剂、丁黄药为捕收剂、2号油为起泡剂进行1粗2扫混合浮选,所获混合精矿再磨至-0.038 mm占80%后以石灰为pH调整剂、LP-01为捕收剂进行1粗2精2扫抑硫浮铜分离浮选,可获得铜品位为14.22%、铜回收率为87.58%的铜精矿和硫品位为34.01%、硫回收率为80.84%的硫精矿,从而使矿石中的铜、硫得到较好的综合回收。     

云南某铜铅锌多金属矿石选矿试验研究

云南某铜铅锌多金属矿石铜、铅、锌含量分别为1.08%、1.51%、2.36%。为开发利用该矿石,对其进行了选矿试验研究。结果表明：原矿磨细至-0.075 mm占72.50%,以硫酸锌+EMT-12为抑制剂、EMS-602为捕收剂经1粗3精1扫优先选铜,选铜尾矿以石灰为调整剂、硫酸锌+EMT-12为抑制剂、EMS-001为捕收剂经1粗3精1扫选铅,选铅尾矿以硫酸铜为活化剂、丁基黄药+乙基黄药为捕收剂经1粗3精1扫选锌、选锌尾矿以EMH104+硫酸铜为活化剂、丁基黄药为捕收剂经1粗1扫选硫,可以得到铜品位为20.33%、回收率为86.29%的铜精矿,铅品位为55.68%、回收率为84.35%的铅精矿,锌品位为46.83%、回收率为86.97%的锌精矿,硫品位为38.96%、回收率为71.92%的硫精矿,达到了对铜、铅、锌、硫综合回收的目的。     

西藏某难处理氧化铜矿石浮选试验

西藏某铜矿石为高氧化率、嵌布粒度细、脉石矿物易泥化的难选氧化铜矿石,铜品位为1.76%,铜氧化率高达44.32%。根据矿石性质的特点,采用硫化铜矿物和氧化铜矿物分步浮选-混合精选流程进行了浮选试验。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占85%情况下,以水玻璃为矿泥的抑制剂和分散剂、戊基黄药为捕收剂、硫化钠为氧化铜矿物的硫化剂、硫酸铵为辅助活化剂、松醇油为起泡剂,通过2粗2精2扫流程处理,获得了铜品位为21.19%,铜回收率为78.74%的铜精矿。     

新疆某铜镍硫化矿选矿工艺研究

新疆瑞伦某铜镍硫化矿原矿含铜0.14%，含镍0.51%，属于高镍低铜硫化铜镍矿。原矿中铜品位较低，同时含有大量易泥化的滑石、蛇纹石等脉石矿物，给该铜镍矿的高效回收带来不利影响。为高效开发利用该铜镍硫化矿石，进行了系统的选矿工艺研究。实验室小型闭路试验结果表明：在磨矿细度为-74 μm占75%，以碳酸钠为pH调整剂，硫酸铜为活化剂，水玻璃和CMC为抑制剂，Z-200、丁铵、丁黄和戊黄为捕收剂的条件下，经2粗4精3扫铜镍混合浮选，铜镍混合精矿以石灰为pH调整剂、Z-200为捕收剂、BK-204为起泡剂，可获得含铜26.12%、含镍0.55%，铜回收率76.49%、镍回收率0.44%的铜精矿，含镍10.42%、含铜0.39%，镍回收率73.14%、铜回收率9.97%，MgO降至5.88%的镍精矿。试验解决了镍精矿中氧化镁杂质含量较高的问题，提高了精矿质量，可以为现场生产提供理论依据。     

某氧硫混合型铜矿浮选工艺研究

为了实现某氧硫混合型铜矿的高效回收,产出合格的硫化铜精矿和氧化铜精矿。根据矿石性质和浮选工艺特点,采用先浮选硫化铜矿物,然后在硫化条件下浮选氧化铜矿物的选矿原则流程。针对该流程,分别开展了硫化铜矿物和氧化铜矿物的浮选条件试验,获得了最佳工艺参数,并进行了浮选闭路试验。试验结果表明,以丁基黄药和Z-200的组合作为硫化铜物的捕收剂,以NaHS作为氧化铜矿物的硫化剂、戊基黄药作为氧化铜物的捕收剂,硫化铜矿物浮选采用一粗两扫两精的选别流程,氧化铜矿物浮选采用一粗两扫两精+两精扫的选别流程,可以获得Cu品位为22.72%、Cu回收率为64.12%的硫化铜精矿和Cu品位为25.15%,Cu回收率为20.00%的氧化铜精矿,研究结果为同类型的铜矿开发提供了数据支持和技术参考。     

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。     

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。