国内某高细泥氧化铜矿选矿试验

国内某高细泥氧化铜矿氧化率高,铜矿物种类多,主要为氧化铜并含有部分次生硫化铜。原矿中铜矿物嵌布粒度细,含泥量高,致使铜精矿品位和回收率不高。根据矿石性质特点研究采用硫氧混合浮选的原则工艺流程,原矿在磨矿细度为85.3%-74μm,矿浆浓度为27.32%条件下,采用CMC作为矿泥分散抑制剂,硫化钠作为活化剂,丁基铵黑药作为捕收剂,松醇油作为起泡剂的药剂制度,获得铜精矿含铜29.89%、铜回收率64.20%的选矿指标。     

云南某氧化铜浮选试验研究

对云南某氧化铜矿进行浮选试验研究。原矿含Cu 1.60%,含Ag 68.20g/t,铜氧化率为93.92%,属于氧化铜矿石,原矿组成复杂,主要的铜矿物有孔雀石、蓝铜矿等,主要脉石矿物为石英、白云石。试验方案采用优选硫化铜后浮选氧化铜工艺流程,结果表明,在磨矿细度为-74μm含量65%,丁基黄药和丁基铵黑药为捕收剂,硫化钠和水玻璃为调整剂,松醇油为起泡剂的条件下,经两次粗选、一次扫选、两次精选的浮选流程获得铜精矿Cu品位26.68%,Cu回收率94.12%,Ag品位1 094.46g/t,Ag回收率94.04%的良好试验指标。     

云南某铜矿石浮选试验

云南某铜矿石铜品位为2.54%、银品位为76.24 g/t,有害元素砷含量低。矿石中以游离氧化铜形式存在的铜占总铜的42.31%;以结合氧化铜形式存在的铜占总铜的10.84%,这部分铜较难回收;以原生硫化铜形式存在的铜占总铜的38.58%,这部分铜较易回收。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78.91%条件下,以碳酸钠为调整剂、水玻璃为脉石抑制剂、丁基黄药为捕收剂、2号油为起泡剂经1粗3精流程进行硫化铜浮选,硫化铜浮选尾矿以D²为活化剂、硫化钠+硫酸铵为调整剂、丁铵黑药+异戊基黄药为捕收剂、2号油为起泡剂经1粗3精2扫氧化铜浮选,获得了铜品位为21.16%、铜回收率为78.70%、银品位为568.35 g/t、银回收率70.38%的铜精矿,可以为该矿石资源的开发利用提供技术依据。矿石中含有10.84%的结合氧化铜是造成精矿铜回收率较低的原因。     

云南某低品位硫氧混合铜矿浮选试验研究

云南某低品位硫氧混合铜矿铜含量为1.03%,是主要有价金属,其中硫化铜占有率为71.67%,氧化铜占有率为28.33%,二氧化硅和氧化钙含量分别为43.26%和12.66%,硅酸盐和碳酸盐是主要的脉石矿物。通过系统的试验研究,确定采用异步浮选—分段硫化工艺,先选硫化铜再选氧化铜,硫化铜浮选采用丁基黄药作为捕收剂,石灰作为精选抑制剂,氧化铜浮选采用丁基黄药+丁铵黑药作为捕收剂,硫化钠为硫化剂,CMC作为精选抑制剂。两段粗选作业均不加抑制剂保证铜回收率,精选作业加入抑制剂提高铜品位,最终可获得铜品位为18.95%,铜回收率为66.27%的硫化铜精矿和铜品位为20.11%,铜回收率为19.87%的氧化铜精矿,铜总回收率为86.14%。     

刚果(金)某含易浮脉石铜钴矿选矿试验研究

针对刚果(金)某铜钴矿嵌布粒度较细、次生硫化铜含量高、含易浮脉石较多的矿石特点,采用"原矿细磨—预先浮选脱除易浮脉石—硫氧异步混合浮选"流程进行铜钴矿物的浮选回收。采用该技术,可从铜、钴含量分别为2.98%和0.030%的原矿,获得含铜28.54%、钴0.14%,铜、钴回收率分别为93.41%、44.47%的铜钴精矿,较好地实现了铜钴资源的综合回收。     

湖北某难选氧化铜矿选冶联合试验研究

针对湖北某高氧化率、高结合率和高泥氧化铜矿的浮选难题,通过试验研究,设计开发出适合该矿石的选冶联合工艺流程:首先快速浮选矿石中的硫化铜矿物,然后对浮选尾矿进行加温酸浸,浸出液再采用硫化钠沉淀,最后添加一定量的粗粒硫化铜精矿进行载体浮选,在原矿含铜1.87%的情况下,通过闭路试验获得总铜精矿含铜18.91%,铜回收率79.33%的良好指标。     

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。     

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。     

某低品位铜矿浮选工艺研究

所研究的矿石中目的矿物以辉铜矿、孔雀石为主,原矿含铜0.77%,氧化率为16.88%,属于低品位混合铜矿。针对矿石性质,对硫化铜优先浮选工艺和硫化铜与氧化铜混合浮选工艺进行了试验研究。并根据优先浮选和混合浮选的特点,最终采用了两次粗选、一次扫选的闭路试验流程,取得了铜精矿品位为22.62%、回收率为86.78%、含银225.81 g/t的浮选指标。该工艺流程简单合理,易于实现工业化生产。