某难选低品位氧化铜矿石水热硫化浮选试验

某低品位氧化铜矿石氧化率和结合率都很高且风化严重,采用常规硫化钠硫化浮选工艺难以有效分选。为此采用水热硫化浮选工艺对其进行处理,即在高压釜内利用硫磺的歧化反应生成的二价硫将氧化铜矿物硫化成硫化铜矿物,然后对硫化产物按硫化铜矿石浮选工艺进行选别。试验结果表明：水热硫化过程的适宜工艺条件为反应温度200 ℃、反应时间180 min、物料粒度-0.074 mm占90%、硫磺用量为理论量的1.4倍、液固比1.4。在此条件下获得的的硫化产物经浮选,铜精矿品位和回收率分别达到15.73%和71.49%,比常规硫化钠硫化浮选时分别提高4.28和38.73个百分点。     

广西某半氧化铜矿石预脱碳加温硫化浮选试验

广西某铜矿石铜氧化率在27%以上,且含1%左右的碳质,属难选半氧化铜矿石。矿山选矿厂采用直接常温浮选工艺处理该矿石,铜精矿品位只有18%左右且回收率不到60%。为了给现场工艺流程改造提供依据,以硫化钠为硫化剂、丁黄药+DY组合为捕收剂,在60 ℃下对该矿石进行了预脱碳加温硫化浮选试验,获得了Cu品位为20.57%、Cu回收率为62.75%的铜精矿,与现场生产相比,选别指标得到了显著提高。     

某高碳铅锌银多金属硫化矿浮选试验研究

针对高碳铅锌银多金属硫化矿难选的问题,对某高碳硫化矿进行了试验研究。该矿中铅品位3.72%,锌品位8.34%,银品位34.13 g/t。通过流程探索,确定了预先脱碳—铅锌优先浮选工艺流程。在此基础上进行了条件试验研究,确定适宜磨矿细度为-0.074 mm占90%。确定最佳药剂制度为:铅浮选Zn SO4+Na2SO3用量为2000 g/t,捕收剂乙硫氮用量为80 g/t,锌浮选硫酸铜用量为800 g/t,丁基黄药用量为100 g/t。经闭路流程试验,得到最终指标为:铅精矿品位52.14%,回收率为88.54%,伴生银的品位为368.50 g/t,回收率68.04%,锌精矿品位60.23%,回收率为90.16%。     

四川某氧化铜矿石选矿试验研究

四川某氧化铜矿石因氧化程度深、结合氧化铜占有率高而难选。对该矿石采用先浮选硫化铜矿物,再硫化浮选氧化铜矿物的工艺流程进行试验,并在氧化铜矿物浮选过程中辅以脱泥手段,有效地回收了铜矿物,同时使少量伴生贵金属银得到了富集,所得铜精矿铜品位为19.88%,铜回收率为64.22%,含银72.96 g/t。     

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。     

某含金多金属硫化矿的浮选分离研究

针对某含金多金属硫化矿的特点和现场对试验的要求，采用部分混合一优先浮选工艺和亚硫酸法成功地实现了铜与铅的有效分离。在适宜的工艺条件下，可获得金回收率93．52％、铅回收率91．52％、铜回收率63．66％、硫回收率44.07％的良好技术指标。在大幅度提高金和铅回收率的同时，使矿石中的铜也得到了较好的回收，达到了矿石综合利用的目的。     

斑岩铜金矿和难选含金硫化矿中金的浮选性能研究（一）

在全世界黄金生产中，斑岩铜矿和含金硫化矿是两种最主要的矿石资源。在冶炼、焙烧、湿法处理这些硫化矿之前，一般采用浮选预富集法进行处理。莱克菲尔德研究有限公司已经对许多大型矿床的矿石进行了研究，这些矿床有新发现的，也有正在开采的。研究的目的是通过采用新的流程设计和引进特殊的浮选药剂来提高金属回收率；还对斑岩铜矿矿床的变异性进行了研究，提出了多种选矿工艺。     

某伴生金硫化铅锌矿浮选试验研究

云南伴生金硫化铅锌矿,其有用矿物嵌布关系复杂,不同种类矿石之间相互侵蚀包含,造成了浮选过程中有价金属富集困难,试验针对其特殊的矿物组成和矿石结构特征,开发出金铅硫混合浮选—金铅与硫砷分离—浮锌的工艺流程,采用金的高效活化剂SA及组合捕收剂DA-1、丁基黄药和乙基黄药进行金铅硫混合浮选,然后采用CaO在高碱度下进行金砷分离。在其原矿含金4.2 g/t、铅1.09%、锌0.42%的条件下,得到含金157.29 g/t、铅55.84%的混合含金铅精矿和含金33.58 g/t的硫砷精矿、含锌44.01%锌精矿,其中金、铅和锌的回收率分别为90.03%、86.58%和80.65%的良好选矿指标。本研究为同类型复杂含金硫化矿浮选提供了有用借鉴。     

丰顺县某低品位铜铅锌硫化矿浮选工艺研究

对低品位铜铅锌矿的浮选工艺进行研究,确定铜铅混合优先浮选一铜铅分离一铜铅尾矿浮锌的部分混合浮选工艺流程及其最佳工艺条件。在原矿含铜0.10%、铅1.75%、锌1.75%的情况下,可获得含铜19.39%、铅5.24%、锌3.09%、铜回收率42.57%的铜精矿,含铜0.59%、铅55.78%、锌2.08%、铅回收率89.25%的铅精矿,含铜0.52%、铅1.57%、锌51.93%、锌回收率91.33%的锌精矿。为低品位资源的开发利用提供了范例。     

某金银多金属硫化矿预处理-氰化-浮选试验研究

某含金、银的多金属硫化矿成分复杂,金和银与硫化物以及硫化物之间共生关系密切,分选难度较大.应用碱预处理氰化法提金,氰化尾渣多金属浮选分离的联合流程取得了较好的技术指标,金银浸出率高,并可达到多金属综合回收的目的.     

难选铜锌铁多金属硫化矿两步浮选法的研究

某铜锌铁多金属硫化矿含有较多的次生硫化铜(高达40％),受采场酸性废水的影响,浮选实践证明闪锌矿难以抑制,分选指标不高。根据浮选基础研究和工艺矿物学原理,结合研究对象,认为黄铜矿存在两部分粒子(1部分为天然可浮性好的粒子,另1部分为可浮性差的粒子),闪锌矿也存在两部分粒子(1部分为非氰抑制剂能抑制的粒子,另1部分为非氰抑制剂难抑制的粒子).由此导出两步浮选法的构想,提出铜、锌均两步浮选法。文中还阐述了用两步铜锌浮选法处理这种难选矿石的实验室研究和工业实践,结果令人满意。工业试验获得铜精矿含铜19.3％,含锌2.5％,铜回收率84.6％;锌精矿含锌51.7％,回收率高达80.7％;硫精矿含硫34.8％,回收率80.2％的好指标。伴生金的回收率由原来的26％提高到38％。此外,还介绍了混合精矿在非氰抑制剂存在下进行较长时间搅拌的措施对其分离十分有利。     

难选铜锌铁多金属硫化矿两步浮选法的研究

某铜锌铁多金属硫化矿含有较多的次生硫化铜（高达40％),受采场酸性废水的影响，浮选实践证明闪锌矿难以抑制，分选指标不高。根据浮选基础工艺和工艺矿物学原理，结合研究对象，认为黄酮矿存在两部位粒子（1部分为天然可浮性好的粒子，另1部分为可浮选差的粒子），闪锌矿也存在两部分粒子（1部分为非氰抑制剂能报制另1部分可为浮性差的粒子），闪锌矿也存在两部分粒子（1部分为非氰抑制剂能抑制的粒子，另1部分为非氰抑制剂难抑制的粒子）。由此导出两步浮选法的构想，提出铜、锌均两步浮选法。文中还阐述了用两步铜锌浮选法处理这种难选矿石的实验室研究和工业实践，结果令人满意。工业试验获得精矿含铜19．3％，含锌2．5％，铜回收率84．6％；锌精矿含锌51．7％，回收率高达80．7％；硫精矿含硫34．8％，回收率80．2％的好指标。伴生金的回收率由原来的26％提高到38％。此外，还介绍了混合精矿在非氰抑制剂存在下进行较长时间搅拌的措施对其分离十分有利。     

切斯多金属矿石—浮选复合硫化矿是否都能获得良好的选矿结果?

在将切斯(Chessy)矿石(Cu、Zn、黄铁矿和重晶石及在该地区有铅过渡)投入生产的可行性研究中,在实验室和半工业工厂进行了四种甚至五种不同精矿的浮选研究,采用了现代方法,对各工序和数据处理进行了高技术分析。控制诸如磨矿、pH、Eh和捕收剂的用量,可以得到比较满意的选矿结果。不用捕收剂时,容易浮出黄铜矿,特别是用分散剂时更是如此。某些物理方法能消除铜精矿中所含的铅。     

铜镍硫化矿石直接浮选小型试验研究

采用部分优先浮铜—铜镍混浮—铜镍分离的阶段磨选流程对某地高铜低镍硫化矿石进行了小型试验研究。结果表明 ,在碳酸盐介质中BY - 5是含镁脉石矿物的有效抑制剂 ;YD组合药剂可在低碱介质中实现铜镍分离 ,并获得较好分选指标     

某铜铅锌多金属硫化矿选矿试验研究

某铜铅锌多金属硫化矿含铜0.38%、铅2.02%、锌2.80%,针对该矿石的工艺矿物学特征,进行了不同药剂种类及用量的条件试验,确定了"铜-铅-锌依次优先浮选"工艺流程。闭路试验获得了含铜20.50%、铜回收率为70.03%、含银8 498.74 g/t的铜精矿和含铅58.67%、回收率为84.16%、铅含银2 200 g/t的铅精矿和含锌50.76%、锌回收率82.91%的锌精矿的较好指标。     

含磁黄铁矿的银铅锌多金属硫化矿矿石选矿工艺研究

对含磁黄铁矿的银铅锌多金属硫化矿石进行了选矿工艺流程研究,,确定采用优选浮选流程,可依次获得铅银精矿,锌精矿,硫精矿,铅浮选衣充气搅拌可缩短浮选时间,减少药耗。     

云南某铜镍硫化矿浮选试验研究

云南某铜镍硫化矿主要金属矿物有黄铜矿、辉铜矿、镍黄铁矿、含镍磁黄铁矿,脉石矿物主要有蛇纹石、石英。原矿含铜0.88%,含镍0.57%,该矿石属于典型的低品位铜镍硫化矿。为更好地对铜镍矿物充分回收利用,对试样进行试验研究。结果表明,试样在磨矿细度为-74μm占70%,Na_2CO_3用量1 000 g/t,CuSO_4用量200 g/t,六偏磷酸钠用量300 g/t,捕收剂用量150 g/t、松醇油用量40 g/t的条件下,采用两次粗选、两次精选、二次扫选、中矿循序返回流程处理。最终获得回收率为84.39%、品位为4.87%的铜精矿,回收率为78.83%、品位为3.05 g/t的镍精矿。     

山西某含金铅锌硫化矿石选矿试验

山西某含金多金属硫化矿石中的主要金属矿物为银金矿、黄铁矿,其次为闪锌矿、方铅矿,黄铜矿等少量;脉石矿物主要为石英,其次为钾长石、绢云母等。金主要以银金矿独立矿物的形式存在,银主要以含银硫化物形式存在,铅主要以方铅矿形式存在,锌主要以闪锌矿形式存在,黄铁矿作为金、银的主要载体矿物之一,其粒度较粗。现场采用碱性环境下优先混浮金铅,再浮选锌的流程回收金、银、铅、锌,不仅金回收率较低,且铅、锌精矿互含严重。为确定该矿石的高效、合理选矿工艺进行了选矿试验。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占65%的情况下,采用尼尔森选矿机重选选金,重选尾矿偏碱性环境下1粗1精1扫金铅混浮,金铅混合精矿1次浮选分离,混浮尾矿1粗2精1扫浮选选锌,中矿顺序返回流程处理,最终获得金品位为264.53 g/t、含银1 042.50 g/t、金回收率为49.67%、银回收率为5.67%的重选砂金,金品位为42.35 g/t、含银998.36 g/t、含铅21.31%、金回收率为24.78%、银回收率为16.93%、铅回收率为23.61%的浮选金精矿,铅品位为59.61%、含金23.10%、含银3 745.20 g/t、铅回收率为63.08%、金回收率为12.91%、银回收率为60.68%的铅精矿,以及锌品位为46.35%、锌回收率为88.21%的锌精矿,较好地实现了金、铅、锌、银的分离与回收。浮选前增设尼尔森选矿机回收金和更弱的碱性环境、更高效的锌矿物抑制剂TQ11是实现金高效回收、解决铅锌精矿互含问题的关键。     

刚果(金)KAMA氧化铜钴矿选矿试验研究

刚果(金)KAMA氧化铜钴矿具有氧化率高、泥化严重、云母及滑石含量大等特点,采用单一浮选工艺难以获得较好的选矿指标。依据原矿性质,试验制定了先浮云母、滑石等可浮性好的脉石矿物,后浮易选氧化矿,最后采用磁选回收难浮的含铜钴矿物的原则流程,对含铜2.56%,钴0.31%的原矿,小型选矿试验获得品位铜32.20%、钴1.45%,回收率铜53.98%、钴20.75%的浮选精矿和品位铜8.89%、钴1.39%,回收率铜29.44%、钴38.07%的磁选精矿,铜总回收率83.42%,钴总回收率58.81%。