低品位难选斑岩型铜钼矿浮选试验研究

在对某低品位难选斑岩型铜钼矿进行矿石性质研究的基础上,采用铜钼(硫)混合浮选-混合精矿脱硫精选-钼铜分离的工艺流程,闭路试验可获得含钼43.62%、钼回收率70.41%的钼精矿、含铜24.25%、铜回收率87.14%的铜精矿以及含硫39.30%、硫回收率79.08%的硫精矿。该试验研究结果可以作为开发利用该铜钼矿的技术依据。     

西藏某含钼混合铜矿硫氧混选工艺试验研究

对西藏某含钼混合铜矿石进行选矿试验研究,针对氧化铜矿物的特性,使用螯合捕收剂B-135,采用的硫、氧混合浮选工艺使铜的回收率从77%提高至80%,同时采用铜钼混合浮选—精矿抑铜浮钼工艺流程,获得含铜20%、回收率79%的铜精矿和含钼48%、回收率87%的钼精矿。本研究使硫、氧混合浮选工艺在选别含钼混合铜矿石中得到了应用。     

某低品位难选斑岩型铜钼矿浮选试验研究

在对某低品位难选斑岩型铜钼矿进行矿石性质研究的基础上,采用铜钼(硫)混合浮选-混合精矿脱硫精选-钼铜分离的工艺流程,闭路试验可获得含钼43.62％、钼回收率70.41％的钼精矿、含铜24.25％、铜回收率87.14％的铜精矿以及含硫39.30％、硫回收率79.08％的硫精矿.该试验研究结果可以作为开发利用该铜钼矿的技术依据.     

内蒙古某低贫难选钼矿选矿试验研究

针对内蒙古某低贫含铜钼矿矿石性质,确定了"一段粗磨铜钼混合浮选-混合粗精矿再磨-铜钼分离"的浮选方案.采用该浮选方案及合理的选别条件,对含钼为0.066%含铜0.03%的钼原矿选别,获得钼精矿品位51.68%,钼回收率74.33%,铜精矿品位12.60%的较好指标.     

某铜钼浮选尾矿浮选试验研究

为了提升铜钼资源利用效率,对某铜钼尾矿开展铜钼再回收利用浮选试验研究。针对该矿石有用矿物品位低,矿物嵌布粒度较细,且铜的氧化率较高、矿石成分复杂的特点,采用"矿石脱泥—粗砂铜钼部分优先浮选—粗精矿再磨精选—铜钼硫混合浮选—混合精矿再磨后铜钼-硫分离—分离尾矿选硫"的浮选工艺流程,从铜、钼含量分别为0.086%和0.011%的原矿,获得铜钼混合精矿1含铜19.05%,含钼4.32%,铜、钼回收率分别为25.57%、49.71%;铜钼混合精矿2含铜2.49%,含钼0.22%,铜、钼回收率分别为3.73%、2.82%,较好地实现了铜钼资源的再回收利用。     

某铜钼矿选矿工艺试验研究

某铜钼矿为一种含钼低品位混合铜矿石,原矿铜品位为0.408%,钼品位为0.011%,铜的氧化率为26.38%,矿石中可回收的元素为铜、钼,伴生组分Au、Ag达到综合回收要求。针对其矿石性质,在详细条件试验的基础上,最终确定采用铜钼混选-活性炭脱药-混合精矿铜钼分离浮选工艺流程。闭路试验最终获得铜精矿铜品位21.50%、回收率80.52%,钼精矿品位47.96%,回收率84.18%。伴生组分Au、Ag、Re都不同程度地得到综合回收,试验结果证明,本研究的浮选工艺流程和工艺条件可靠,选别指标较好,达到矿产资源综合利用的目的,为同类矿石的综合利用起到一定的参考价值。     

西藏某铜钼矿选矿工艺研究

某铜钼矿床是我国典型的超大型斑岩铜钼矿床,主要为原生硫化矿石,含铜0.47%、钼0.026%、硫2.02%,矿石品位低、性质复杂、难选。通过多种选矿工艺流程探讨,确定采用钼铜等可浮选再分离—铜硫混合浮选分离工艺流程产出钼精矿、铜精矿及硫精矿,实验室获得的闭路试验指标为:总铜精矿品位22.85%、铜回收率87.17%,钼精矿品位48.85%、钼回收率68.96%,硫精矿品位40.75%、硫回收率61.07%。     

某复杂高硫低钼铜多金属矿综合回收试验研究

针对某复杂嵌布的高硫低钼铜多金属矿石进行了综合回收试验研究。在原矿入选品位含Cu 0.57%、含Mo 0.019%、含S 8.48%的条件下,采用铜钼混合浮选—粗精矿再磨精选—铜钼分离浮选—混浮尾矿选硫的工艺流程,获得了铜精矿含铜品位18.06%、铜回收率78.88%,钼精矿含钼品位45.98%、钼回收率60.22%,以及硫精矿含硫品位46.86%、硫回收率88.35%的选别指标,实现了铜钼硫多种资源的综合回收。     

低品位铜钼矿选矿技术及应用

内蒙古某铜钼矿矿石中主要有价元素为钼和铜,其品位分别为0.032%和0.165%;铜、钼的氧化率分别为2.44%、0.92%,为原生硫化矿石。根据矿石的特性以及嵌布特性、嵌布粒度,试验对比了两种选矿工艺方案,一种是"铜钼硫混合浮选"方案,另一种是"铜钼部分优先浮选—铜钼硫混合浮选"方案;采用铜钼部分优先浮选—铜钼硫混合浮选—铜钼分离流程,钼粗精矿再磨、多次精选的原则流程。选矿闭路试验所获得的铜精矿产率为0.645%、品位21.66%、回收率84.69%,钼精矿产率0.055%、品位46.78%、回收率80.89%。     

西藏某低品位铜钼矿选矿工艺

西藏某铜钼矿原矿含铜品位0.28%、钼品位0.022%,硫品位0.60%,铜氧化率31.13%,针对矿石性质,开展了四种浮选流程的试验研究,采用硫化铜钼混合浮选-分离然后浮选氧化铜的原则工艺流程,得到铜品位20.91%,含钼0.24%,铜回收率63.69%的硫化铜精矿;铜品位10.78%,含钼0.47%,铜回收率17.90%的氧化铜精矿;钼品位47.17%,含铜1.21%,钼回收率63.66%的钼精矿,铜总回收率为81.59%,有价元素得到了较好回收。     

浮选铜精矿加压酸浸工艺研究

对云南某铜选厂浮选铜精矿进行了加压酸浸工艺研究, 确定其较佳工艺条件为: 硫酸初始浓度1.5 mol/L, 磨矿粒度-0.037 mm粒级占89%, 氧分压2 MPa, 浸取时间5 h, 浸取温度156 ℃, 表面活性剂木质素磺酸钠用量2.5 g/kg。在该工艺条件下, 铜精矿浸出率为79.15%。采用新型浸出剂ZK05, 铜精矿中铜的浸出率达到98%以上, 硫则通过浮选回收, 回收率约为60%。     

浮选柱在铜钼混合精矿铜钼分离中的试验研究

黑龙江多宝山铜矿选矿厂生产的铜钼混合精矿中含铜18.95%、含钼0.42%,为实现铜钼混合精矿中铜钼高效分离,利用浮选柱进行了铜钼分离试验研究。结果表明,采用铜钼混合精矿磨矿后一次粗选、一次扫选、钼粗精矿再磨后四次精选的铜钼分离流程,用浮选柱浮选可获得含钼45.68%、钼回收率82.66%的钼精矿和含铜18.47%、铜回收率99.92%的铜精矿。相比浮选机浮选,浮选柱浮选有效提高了钼精矿质量及钼回收率,增加了工艺流程的稳定性,同时还缩短了钼精选次数,减少了选矿药剂用量及选矿能耗。     

某难选泥质氧化铜矿浮选试验研究

为减少泥质矿物对孔雀石浮选的影响,采用预先脱泥浮选工艺,对某高氧化率、含泥量大的难处理氧化铜矿石进行试验研究,对于预先脱泥浮选工艺,细泥脱除率为9.42%的情况下,能获得综合铜精矿品位为27.16%,脱除的细泥作为产品转入湿法浸出作业,铜的浸出率能达到94.30%,折算成全流程的铜的回收率为12.02%,所以全流程的铜综合回收率为85.46%,与原矿直接浮选工艺对比,浮选综合铜精矿品位提高了3.88%,铜综合回收率提高了6.32%,充分说明了预先脱泥浮选-矿泥浸出的选冶联合工艺的效果。而且原矿经过旋流器预先脱泥处理后,在保证铜精矿回收率的同时,包括氟硅酸钠、硫化钠和捕收剂在用量上都有较大的降低空间,充分说明了预先脱泥浮选工艺的效果。     

过硫酸盐氧化碱浸低品位铜精矿提取钼

以过硫酸钠为氧化剂, 在碳酸钠溶液中从低品位铜精矿中提取钼。运用单因素实验法, 探讨了搅拌速度、过硫酸钠和碳酸钠初始浓度、浸出时间、温度和液固比等因素对氧化碱浸提取钼的影响。结果表明,铜精矿氧化碱浸提取钼的优化条件为: 搅拌速度500 r/min, 浸出温度50 ℃, 碳酸钠初始浓度2.5 mol/L, 过硫酸钠初始浓度0.7 mol/L, 液固比10 mL/g, 浸出时间4.0 h, 在此条件下钼浸出率达97.10%。     

碳酸钠浸出钼精矿中钼的研究

考察了浸出温度、浸出时间、钼精矿粒度、搅拌速度、碳酸钠加入系数β(碳酸钠与钼精矿质量比)和液固比对钼精矿中钼浸出率的影响。通过试验研究, 确定了采用碳酸钠浸出钼精矿中钼的较优技术参数。在浸出温度为85 ℃、浸出时间为120 min、钼精矿粒度为-0.1 mm、搅拌速度为350 r/min、β为1.5、液固比为4∶1的条件下, 钼的浸出率大于99%。该浸出工艺的研究, 为某厂处理钼精矿提供了可靠技术参数。     

湖北某铜尾矿资源化利用研究

湖北某铜尾矿中有价组分为WO3、Cu、S、Fe,为实现该铜尾矿的资源化利用,开展了详细的综合回收试验研究。结果表明：① 采用铜硫混合浮选、铜硫混合精矿再磨后铜硫分离浮选工艺流程处理试样,闭路试验可获得产率0.10%、Cu品位13.80%、Cu回收率21.71%的铜精矿以及产率1.22%、S品位44.50%、S回收率50.89%的硫精矿。② 采用2粗2扫1精常温浮选处理铜硫混浮尾矿,常温精矿浓缩至60%,再加温至90 ℃,搅拌、解吸80 min后采用1粗2扫5精加温精选、中矿顺序返回的工艺流程,最终获得产率0.93%、WO3品位15.31%、WO3回收率55.07%的钨精矿产品;该钨精矿进行酸浸提质,最终获得产率0.40%、WO3品位34.19%、WO3回收率53.04%的酸浸钨精矿。③ 针对钨粗选尾矿,采用弱磁选工艺可获得产率3.73%、TFe品位60.45%、回收率15.66%的铁精矿。     

预先分级联合选别提高某低品位铜矿金属回收率试验

某大型低品位金铜矿山较高品位铜矿石选用浮选工艺进行富集,低品位铜矿石则利用生物堆浸工艺生产阴极铜,该矿山生物堆场随着堆高的增加,酸铁不断浸出、铜浸出率下降。针对该生物堆浸低品位铜矿石,采用预先分级、选冶联合工艺,并对原有堆浸工艺进行优化,2 mm筛上产品柱浸试验浸出率为75.22%,比原工艺流程浸出率提高了5.08个百分点,铁累积浸出率同比下降了2.75个百分点。-2 mm产品通过浮选工艺最终可获得含铜20.20%、回收率87.21%,伴生金品位3.6 g/t、金回收率58.74%,伴生银品位83.7 g/t、银回收率为68.28%的铜精矿,以及含硫47.12%,回收率33.00%的硫精矿。预先分级、选冶联合工艺铜综合回收率为79.55%,较原生物浸出工艺铜浸出率69.14%提高10.41个百分点,并伴生回收贵金属金、银及副产品硫精矿,使用该工艺可增加利润约1.16亿元。工艺改造后不仅可提高资源利用率,产生较大的经济效益,还可降低酸铁的浸出,大大降低环保处理成本。     

铜钼分离磁-浮联合新工艺研究

国内某含钼铜精矿,铜钼可浮性相近,单一浮选工艺所需药剂量大,废水COD高。针对矿石性质特点和规律,开发出了磁选-浮选联合工艺,相比单一浮选工艺,钼精矿中钼的回收率提高了2.87%;新工艺节省硫化钠60%以上,水玻璃、六偏磷酸钠和煤油节省40%以上,同时废水COD下降60%以上。新工艺具有明显的经济效益和环境效益,为该类型的铜钼矿的开发利用提供了新的技术方案。     

难处理混合铜矿选冶联合试验研究

以难处理混合铜矿为研究对象,该矿石铜氧化率和结合率分别为76.92％和39.16％,因为结合率较高,所以极难选别,单一的浮选法或者浸出法无法最大化地回收铜资源,采用浮选-浸出选冶联合法可以对铜资源高效回收.浮选作业采用一粗一扫一精的闭路试验流程,当磨矿细度为-74μm占80％,硫化钠用量为400 g/t,丁基黄药用量为...