新疆某低品位难选铜镍矿石选矿试验

新疆某低品位难选铜镍矿石铜、镍品位分别为0.23%和0.69%,现场采用预选脱除滑石—铜镍混合浮选再分离铜流程获得铜精矿和铜镍混合精矿,铜镍回收率较低。为给现场工艺流程改造提供依据,进行了选矿试验研究。结果表明:在磨矿细度为-0.074 mm占80%条件下,以六偏磷酸钠+CMC为抑制剂、硫酸铜为活化剂、Z-200+J622为捕收剂,经1粗2精1扫铜镍混合浮选,铜镍混合精矿经3次铜精选,获得了含铜18.08%、铜回收率52.17%的铜精矿和含铜2.81%、含镍16.25%、铜回收率41.73%、镍回收率81.78%的铜镍混合精矿。与现场生产指标相比,铜、镍回收率分别提高了9.67和3.45个百分点,浮选指标明显得到改善。     

某复杂铜镍矿的选矿试验研究

某铜镍多金属矿含铜0.39%, 含镍0.49%。为综合回收各有用矿物, 采用“铜镍混合浮选-再磨分离”流程进行了详细的选矿工艺研究。闭路试验获得了铜品位19.02%、铜回收率60.47%的铜精矿, 镍品位4.78%、镍回收率87.43%的镍精矿。     

内蒙古某低品位铜镍钴矿选矿试验研究

内蒙古某铜镍钴矿含铜0.17%、含镍0.28%、含钴0.021%,采用"粗磨丢尾—铜镍混合浮选—混合精矿再磨—铜镍分离"工艺流程。闭路试验获得了铜品位18.68%、回收率60.44%的铜精矿和镍品位4.52%、回收率74.42%的镍精矿,钴富集在镍精矿中,品位0.32%、回收率70.24%。     

广西某铜镍硫化矿石选矿试验

针对广西某低品位铜镍硫化矿石性质特点,采用铜镍混合浮选-抑镍浮铜工艺流程对该矿石进行了开发利用工艺技术条件研究。结果表明：以草酸为铜镍混浮的活化剂,活性炭为铜镍分离的脱药剂,石灰、亚硫酸钠和SY为铜镍分离时镍的组合抑制剂,采用1粗4扫铜镍混合浮选、1粗2精2扫铜镍分离、中矿顺序返回流程处理该矿石,最终获得了铜品位为15.24%、铜回收率为76.65%的铜精矿,以及镍品位为4.90%、镍回收率为82.36%的镍精矿。     

新疆某低品位铜镍矿选矿试验研究

新疆某铜镍矿含铜0.26%,含镍0.39%,采用预先脱除滑石—铜镍混合浮选—铜镍分离的浮选工艺流程,获得了较好的选矿指标。混合精矿含铜5.62%、含镍8.18%、铜回收率76.16%、镍回收率75.75%,铜精矿含铜20.58%、铜回收率66.38%,镍精矿含镍10.46%、镍回收率73.80%。     

国内某硫化铜镍矿石选矿试验研究

针对国内某硫化铜镍矿石,铜含量为0.43%、镍含量为0.94%,采用铜镍等可浮工艺进行选别,获得了产率为4.12%,铜品位为9.85%,镍品位为11.13%,铜、镍回收率分别为90.72%和49.69%的铜镍混合精矿,同时还获得了产率为6.05%,镍品位为5.15%、铜含量为0.33%,镍回收率为33.76%的镍精矿。与铜优先浮选和铜镍混合浮选工艺相比,铜镍等可浮工艺具有流程稳定,对矿石性质的适应性强,可以根据市场变化情况灵活把握产品的特点。     

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。     

铜镍浮选分离新型抑制剂NJ的试验研究

针对某铜镍混合精矿铜镍矿物嵌布粒度细且致密共生、残留药量大、铜离子活化干扰造成铜镍分离困难的特点,进行了浮选试验研究。试验研究结果表明:混合精矿再磨至-0.037mm占73.34%后,采用活性炭脱药、石灰+新型抑制剂NJ抑镍浮铜进行铜镍分离,闭路试验最终获得铜精矿铜品位28.26%、铜回收率84.13%,镍精矿镍品位8.02%、镍回收率97.91%,精矿中铜镍互含下降明显,获得了合格的铜精矿和镍精矿,实现了低碱条件下铜镍分离。     

攀西某铜镍混合精矿浮选分离试验

攀西某铜镍矿选矿厂的铜镍混合精矿铜、镍品位分别为3.60%和7.91%,铜镍主要以硫化物形式存在,铜镍矿物嵌布关系密切、嵌布粒度微细,浮选分离难度较大。为高效分离该铜镍混合精矿,在再磨、脱药的基础上进行了抑镍浮铜试验。结果表明,试样加活性炭和硫化钠磨矿后（磨矿细度为-0.026 mm占76%）浓缩脱药,采用1粗3精2扫、中矿顺序返回流程处理,可获得铜品位为28.88%、含镍0.78%、铜回收率为84.55%的铜精矿和镍品位为8.75%、含铜0.62%、镍回收率为98.96%的镍精矿,较好地实现了铜镍混合精矿的分离。     

辽宁某低品位含铜镍矿石浮选试验

辽宁岫岩某低品位含铜镍矿石铜、镍品位分别为0.15%、0.24%,矿物成分复杂,金属矿物含量较少。87.41%的铜和80.08%的镍均以硫化矿的形式存在,主要目的矿物镍黄铁矿嵌布粒度较细。为回收利用矿石中的铜、镍,在分析矿石性质的基础上,按铜镍混浮—铜、镍分离原则流程进行浮选试验。结果表明,在磨细度-0.074 mm占85%的条件下,原矿经2粗3精2扫铜、镍混浮—铜镍混合精矿再磨至-0.038 mm 80%—1粗3精3扫铜、镍分离浮选,最终获得了镍品位2.98%、含铜0.74%,镍回收率57.12%的镍精矿和铜品位16.05%、含镍1.36%,铜回收率51.59%的铜精矿。试验结果可供选厂确定选矿工艺流程参考。     

某低品位铜镍硫化矿石选矿试验

吉林某低品位铜镍硫化矿石铜品位为0.27%、镍品位为0.48%。矿石中含镍矿物主要为紫硫镍铁矿、镍黄铁矿,含铜矿物主要为黄铜矿、铜蓝、斑铜矿。试验研究表明,采用单一浮选流程不能获得较好的选别指标;由于矿石中紫硫镍铁矿、镍黄铁矿、黄铜矿等有用金属硫化物与磁铁矿嵌布关系密切,因此采用弱磁选对含镍矿物进行富集,获得目的矿物含量高、易泥化脉石含量低的磁性产品和目的矿物含量低、易泥化脉石含量高的非磁性产品,再分别进行磨浮流程处理。结果表明：原矿磨细至-0.074 mm占30%时进行弱磁选,磁性产品和非磁性产品分别再磨至-0.074 mm占85%后采用1粗2精2扫闭路浮选流程处理,获得了铜品位为4.53%、镍品位为6.65%、铜回收率为54.63%、镍回收率为44.90%的铜镍混合精矿1和铜品位为1.88%、镍品位为3.37%、铜回收率为23.98%、镍回收率为24.13%的铜镍混合精矿2,尾矿铜、镍品位分别降至0.06%和0.16%,实现了对该铜镍硫化矿石的有效分选。     

无碱等可浮工艺分选秘鲁某金铜铁多金属矿石

对秘鲁某含Cu 0.12%、Au 0.12 g/t、S 2.60%、Fe 45.52%的金铜铁多金属矿石进行了选矿工艺优化试验研究。该矿石原设计选矿工艺流程为铜硫混选—铜硫分离—混选尾矿磁选回收铁，存在铜硫分离难度大、石灰用量高和分选指标不理想等问题。针对原流程存在的问题，提出采用铜硫等可浮—铜硫分离—难选硫强化浮选—浮选尾矿磁选回收铁的优化工艺流程。铜硫等可浮分选时，在无碱条件下采用选择性的铜捕收剂BK306将铜和部分易浮黄铁矿等硫化矿物浮出，并进行铜硫分离回收铜、金；然后采用活化剂和强力捕收剂强化浮选脱除矿石中的难浮硫化物；最后通过磁选从浮选尾矿中回收铁。该优化工艺既可实现矿石中铜、金等有价金属的高效回收和硫的脱除，又能显著降低铜硫分离所需的石灰用量，并保证后续磁选作业直接获得含硫低、铁品质较好的铁精矿。闭路试验获得铜品位20.10%、金品位15.29 g/t、铜回收率68.42%、金回收率49.07%的铜精矿，硫品位30.78%、总硫回收率84.05%的硫精矿以及铁品位68.88%、含硫0.18%、铁回收率90.57%的铁精矿。与原工艺相比，优化工艺的铜精矿铜品位和铜回收率分别提高2.49和10.25个百分点，铜精矿中金品位和金回收率分别提高5.27 g/t和17.05个百分点，硫回收率提高1.78个百分点。实现了矿石中铜、金、硫、铁的高效综合回收。      

某难选铜镍矿石选矿新工艺

某难选铜镍矿石含铜0.27%、含镍0.72%,为实现矿石中铜镍矿物的综合回收与高效分离,本文采用“铜-镍优先浮选”工艺流程,以自主研发的高效铜矿物捕收剂LP-01作选铜捕收剂,石灰作抑制剂,在矿浆pH为8.5的低碱介质中优先浮选铜矿物;浮选尾矿以硫酸铜作活化剂、丁基黄药作捕收剂浮选镍矿物,获得了含铜25.35%、含镍0.79%,铜回收率80.73%的铜精矿,含镍8.15%、含铜0.23%,镍回收率75.41%的镍精矿。试验指标良好,铜、镍矿物都得到了较好的浮选回收与分离。     

含蛇纹石和磁黄铁矿的微细粒硫化铜镍矿选矿流程及抑制剂研究

以加拿大北部某蛇纹石和磁黄铁矿含量较高的微细粒硫化铜镍矿为研究对象,重点进行了铜镍分离抑制剂和磁黄铁矿抑制剂研究,铜镍分离采用石灰与BK536组合抑制镍矿物,镍精选采用BK521抑制磁黄铁矿,采用铜镍等可浮—镍浮选流程,获得铜精矿含镍为0.53%、铜回收率80.99%,镍精矿品位11.62%、镍回收率为69.69%的闭路试验指标。     

某地含硫磁铁矿降硫及综合回收利用试验研究

针对某地磁铁矿石含硫（339%）较高，磁选容易造成铁精矿含硫超标的问题，进行降硫选铁及综合回收伴生有价组分的选矿试验研究，最终推荐浮选—磁选联合工艺流程，获得了铜品位1330%、金品位425 g/t、银品位107 g/t，铜回收率5125%的合格铜精矿；硫品位2960%、硫回收率7974%的合格硫精矿；全铁品位6705%、硫含量016%、全铁回收率6200%的合格铁精矿；该工艺流程合理，浮选除硫可有效地降低铁精矿中的硫含量，并且综合回收了铜和硫，提高了该矿山的经济价值。     

六偏磷酸钠对低品位硫化铜镍矿浮选降镁的影响

某硫化铜镍矿MgO含量较高,采用常规药剂浮选时所得精矿MgO含量也较高,严重影响后续冶炼工艺。采用六偏磷酸钠为浮选调整剂,研究了六偏磷酸钠对硫化铜镍矿浮选降镁的影响。结果表明,六偏磷酸钠在一段、二段粗选的最佳用量分别为300g/t和100g/t,与不添加六偏磷酸钠相比,在此条件下的精矿镍回收率提高了0.99%,高精矿氧化镁品位降低1.5%,低精矿氧化镁品位降低3.80%。     

新疆某铜镍硫化矿铜镍回收试验

新疆某铜镍硫化矿石为矿物分布不均匀、粒度粗细不等、镶嵌关系复杂、并伴生有金的低品位原生铜镍硫化矿石。为高效回收矿石中的铜、镍,采用铜镍混浮再分离流程对该矿石进行了选矿试验研究。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占70%的情况下,采用1粗1扫3精铜镍混浮、1粗1扫2精铜镍分离、中矿顺序返回流程处理该矿石,最终获得了铜品位为22.36%、铜回收率为65.33%、含金115.00 g/t、金回收率为63.94%的铜精矿和镍品位为6.11%、镍回收率为71.25%的镍精矿。     

内蒙古某铅锌矿石铜铅分离试验研究

内蒙古某铅锌矿石除含铅、锌外,还含有银、少量的铜等伴生有价金属,其中原矿中含铜量为0.13%。为降低铅精矿的含铜量,产出合格铜精矿,综合提高铜铅利用价值,对铜铅混合浮选和铜铅分离工艺进行小型试验研究。研究结果表明,采用铜铅混合浮选—抑铅浮铜—混合浮选尾矿选锌流程可以较好的实现铜铅分离,铜铅混合浮选闭路试验获得铜铅混合精矿含铅品位42.65%、铅回收率72.45%,含铜品位3.64%,铜回收率75.23%。铜铅分离闭路试验获得铅精矿品位46.37%、铅回收率98.80%,铜精矿品位24.59%、铜回收率90.71%,为综合回收某铅锌矿中伴生低品位铜提供了技术依据。