甘肃某低品位难选铜硫矿选矿试验

根据甘肃某低品位难选铜矿石的特点,进行了铜硫混合浮选、混合精矿铜硫分离条件研究,试验确定的工艺技术条件可有效解决次生硫化铜含量高所造成的铜硫难以分离问题。在铜硫混合浮选磨矿细度为-0.074 mm占70%、铜硫混合精矿再磨细度为-0.043 mm占90%的情况下,采用1粗2精1扫混浮铜硫、铜硫混合精矿再磨后1粗1扫2精铜硫分离、中矿顺序返回流程处理该矿石,最终可获得铜品位为16.25%、回收率为63.92%的铜精矿,以及硫品位为37.45%、回收率为80.10%的硫精矿。     

龙桥铁矿低品位铜硫分离选矿试验研究

针对龙桥铁矿铜硫混合精矿的特点,通过对其进行再磨,磨矿细度-45μm占88.00%,经过一次粗选,一次精选和一次扫选的选别流程,使铜、硫精矿品位和回收率分别达到了20.84%、90.54%和49.48%、94.85%的较好指标,有效地解决了混合精矿中铜硫分离困难的问题。     

某低品位铜钼矿选矿工艺试验研究

某低品位铜钼矿含Cu 0.287%、Mo 0.029 1%,铜氧化率35.64%,钼氧化率13.69%,属于低品位氧化铜矿。为综合利用该矿产资源,开展了"铜钼混合浮选"、"等可浮选"等不同工艺流程方案的对比试验,并从试验指标、药剂成本及可操作性方面进行了对比分析,确定了铜钼混合浮选-铜钼分离为适合该矿石性质的最优工艺。原矿在磨矿细度为-0.074mm占68.63%的条件下,经过一粗二扫三精再分离的简单工艺流程,获得了Cu品位为19.25%、Mo含量为0.216%,Cu回收率为80.00%的铜精矿和Mo品位为48.24%、Cu含量为1.13%,Mo回收率为65.21%的钼精矿,实现了矿石中铜、钼的有效综合回收。     

某复杂铜硫矿低碱度铜硫分离的工艺研究

安徽某复杂铜硫铁矿原矿含Cu 0.39%、S 36.19%, 在低碱度条件下, 采用BK-301与LP-01(比例2∶4)组合捕收剂, 经过优先浮铜、原浆无活化选硫的铜硫分离浮选工艺流程, 可获得铜精矿含Cu 18.46%、回收率72.16%, 硫精矿含S 48.14%、回收率93.72%的良好指标。     

难选低品位铜硫矿石选矿试验

灵山多金属硫化矿是氧化程度较高的矿石，且伴生有易浮的闪放。采用铜矿部分混合及联合作用Ｈ２ＳＯ３、ＺｎＳＯ４、Ｎａ２Ｓ作闪放的抑制剂，较好地解决了铜锌浮选分离问题，获得了合格的铜精矿和硫精矿。     

某铜硫矿选矿工艺研究

对某铜硫矿进行了详细的浮选工艺研究,对浮选尾矿中的磁铁矿进行了磁选回收,确定了最佳的工艺流程。闭路试验获得了铜品位24.16%、铜回收率92.04%的铜精矿和硫品位40.24%、硫回收率89.72%的硫精矿,以及铁品位65.15%、对原矿全铁回收率35.66%(对原矿磁铁矿回收率约93%)的铁精矿。     

提升某高硫低铜品位铜硫矿铜浮选回收指标试验研究

安徽铜陵某铜硫矿浮选厂处理的原矿含铜0.34%,其中硫化铜占近93%,含硫31.26%,属于高硫低铜硫化矿。选厂铜回收率长期维持在82%-84%,明显低于原矿中硫化铜理论回收率,为提升该矿石中铜的回收,本文开展磨矿细度优化,以及复合酯类捕收剂强化铜浮选的试验研究。结果表明,在磨矿细度-74 μm占75%,使用复合酯类捕收剂的条件下,小型闭路试验获得铜精矿铜品位为16.43%,铜回收率达到94.07%的指标,较现场指标分别提高1个和9个百分点;通过对小试和现场产品的粒级组成深入分析得到,现场磨矿细度不足,磨矿产品粒度组成不均匀是造成铜损失在尾矿的关键原因。同时,小试结果证明使用新型复合酯类捕收剂可强化微细粒铜矿物的回收。这为选厂在实际生产中提升指标提供了科学的方向和依据。     

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。     

安徽某铜硫矿选矿工艺优化试验研究

安徽某铜硫矿现场选矿工艺为"铜硫等可浮出快铜-中矿再磨-铜硫分离",得到的硫精矿产品品位不够理想,仅为41.43%,离要求的48%差距较大。针对这一情况,本文开展了选矿工艺试验研究,针对含Cu 0.85%、S 15.23%的原矿,采用"铜硫混浮粗精矿再磨脱脉石-铜硫分离"工艺流程,闭路试验最终获得铜精矿含Cu 17.41%、S 32.44%,Cu回收率86.46%;硫精矿含Cu 0.24%、S 48.95%、Fe 44.01%,S回收率60.78%。     

某复杂铜硫矿石选矿工艺试验研究

根据某复杂铜硫矿石的性质,在试验研究对比基础上,采用优先选铜工艺和具有高效选择性的药剂制度,获得了较好的技术指标。闭路试验结果为铜精矿品位20.67%、铜回收率80.10%,硫精矿品位42.89%、硫回收率79.38%。     

某低品位铜钼矿选矿试验研究

某低品位铜钼矿钼品位为0.093%、铜品位为0.033%,钼、铜均主要以硫化物形式存在,氧化程度较低。针对该矿石的特点,进行了浮选试验研究。结果表明,在磨矿细度为-0.074mm占50%条件下,以柴油+CF-1为捕收剂,制定了"原矿粗磨-铜钼混合浮选-粗精矿再磨-铜钼分离"工艺流程,获得了钼精矿品位50.30%、回收率84.50%,铜精矿品位17.53%、回收率59.75%的分选指标,试验结果可以为该矿石经济开发利用提供技术依据。     

某低品位铜钼矿选矿试验研究

某低品位铜钼矿含铜0.38%,含钼0.013%,矿石铜、钼品位均较低,难以获得理想的选矿指标,资源未能得到有效利用。以BK304为捕收剂,采用“铜钼混选—铜钼分离”工艺流程,闭路试验可获得钼精矿含钼41.63%,钼回收率70.71%,铜精矿含铜24.14%,铜回收率83.98%;以丁黄为捕收剂,采用“二粗二扫,粗精矿再磨后三次精选”的强化选铜工艺流程,闭路试验可获得铜钼混合精矿含铜23.30%,含钼0.73%,铜回收率为86.96%,钼回收率77.34%。     

某高泥低品位铅锌银硫矿选矿工艺研究

某高泥低品位铅锌银硫矿含Pb0.78%、Zn1.36%、Ag9.92g/t、S2.51%。在磨矿细度-0.074mm 65%条件下,采用铅优先浮选—锌硫混浮—锌硫分离选矿工艺流程处理该矿物,可分别获得铅品位63.62%、回收率88.41%的铅精矿,锌品位55.24%、回收率88.14%的锌精矿,硫品位39.78%、回收率61.15%的硫精矿,银主要富集于铅精矿中,银的回收率为53.98%。     

广东某铜硫矿铜硫综合回收选矿流程试验研究

对广东某低铜高硫含钨铜硫矿进行了选矿小型试验研究。采用磁选-浮选联合流程, 原矿磨矿至-0.074 mm粒级占75%后进行弱磁选, 弱磁尾矿选铜, 选铜尾矿再浮硫, 最终可获得硫品位37.10%、硫回收率38.11%、铁品位56.64%的磁性精矿, 铜品位18.81%、铜回收率88.38%的铜精矿和硫品位42.35%、硫回收率53.04%的硫精矿。     

江西某铜硫矿选矿试验

江西某铜硫矿石含铜0.952%、含硫4.77%,为确定其合适的选矿工艺流程,以石灰为硫抑制剂,MA-1+MOS为组合捕收剂优先浮铜,选铜尾矿以硫酸为黄铁矿的活化剂,丁基黄药为捕收剂进行了选矿试验,实验室闭路试验获得了含铜21.37%、铜回收率为91.78%的铜精矿,含硫28.62%、硫回收率为62.15%的硫精矿,选矿指标较理想。     

某复杂难选铜硫矿铜硫分离试验研究

根据某复杂难选铜硫矿的矿石特征可知,该矿中氧化铜和可溶性铜盐含量较高,并经过测定浮选矿浆中含有大量的铜离子,致使铜硫分离更加困难。针对该矿石特点,确定的试验流程为优先浮选铜工艺,并通过条件试验确定了合理的工艺条件,有效的解决了该矿石浮选过程中大量铜离子致使铜硫难以分离的问题。在磨矿细度为-0.074 mm占75%条件下,采用石灰加硫化钠的组合抑制剂,经过优先浮铜,原浆选硫的铜硫分离浮选工艺流程,可以获得铜品位为16.21%,回收率84.21%的铜精矿,硫品位45.14%,回收率82.11%的硫精矿。     

广西某低品位铜镍矿石选矿工艺研究

广西某低品位铜镍矿石含铜0.25%、含镍0.43%,镍主要以镍黄铁矿形式存在,铜主要以黄铜矿形式存在,铜、镍矿物均有一定程度氧化且关系密切。为了给该矿石的开发利用提供依据,对其进行了选矿工艺研究。通过对优先浮铜再浮镍方案、铜镍混合浮选方案、铜镍混合浮选再分离方案以及磁选-铜镍混合浮选方案的对比,决定采用铜镍混合浮选方案处理该矿石。按该方案进行详细的试验研究,结果表明,在-0.074 mm占74%的磨矿细度下,以碳酸钠为矿浆调整剂、丁黄药为捕收剂、2号油为起泡剂,经1粗选2扫选2精闭路浮选,可获得铜品位为5.77%、镍品位为8.31%、铜回收率为86.33%、镍回收率为76.60%的铜镍混合精矿。     

某低品位铁矿石选矿工艺试验研究

为确定国内某低品位弱磁性铁矿石的开发利用工艺并优化选别指标,针对该矿石进行了工艺矿物学和磁—浮联合工艺选矿试验研究。通过工艺矿物学研究发现,磁铁矿嵌布粒度分布较为分散,以中粒为主,属中—细粒不均匀嵌布;矿石中的磁铁矿嵌布特征复杂,嵌布粒度不均匀,且有部分磁性铁矿物与磁黄铁矿连生,给铁矿选别带来一定的困难。磁—浮联合工艺选矿试验结果表明：采用预选抛尾—阶段磨矿—阶段磁选—反浮选脱硫联合工艺进行选铁脱硫试验效果较好,获得了含硫0.39%、TFe品位65.43%、TFe回收率71.36%的合格铁精矿。     

河北某低品位铜钼矿选矿试验研究

河北某铜钼矿主要有用矿物为黄铜矿和辉钼矿,二者含量较低,且与脉石矿物紧密镶嵌。对该矿石进行了磨选工艺技术条件研究,结果表明采用"粗磨-铜钼混合浮选-混合精矿再磨-铜钼分离"的工艺流程,获得铜精矿品位Cu25.32%、铜回收率89.04%;钼精矿品位Mo 8.52%、钼回收率为84.35%。