提高安徽某铜矿铜回收率的研究

针对安徽某铜矿原矿品位下降,铜的回收率有所降低的问题,进行了选矿试验研究。采用半优先半混合浮选流程以及中矿选择性分级再磨工艺,最终获得的总铜精矿铜品位为20.71%,回收率为91.53%。在保证现有流程铜品位20.70%的情况下,回收率比原有流程提高了1.13%。     

中矿选择性再磨提高湖北某铜矿回收率试验研究

针对湖北某铜矿原矿性质复杂、浮选作业铜矿物解离不充分、回收率较低的问题,试验采用高碱度优先浮选流程结合中矿选择性再磨进行研究,结果铜回收率达到81.23%,在保证精矿品位的情况下回收率提高1.53个百分点。对新、原流程精I入选矿石的解离度及筛分化验分析表明,中矿再磨能提高铜矿物解离度,使矿物在易选粒度级别富集。     

提高永平铜矿选铜回收率的试验研究

永平铜矿选矿厂采用中矿循序返回的铜硫混合浮选-铜硫分离浮选工艺流程,因中矿单体解离不充分而影响铜的回收。为此,采用中矿选择性分级再磨新工艺进行了旨在提高永平铜矿选铜回收率的实验室试验和工业试验。实验室试验结果表明,与原工艺相比,新工艺铜回收率可提高0.64个百分点,同时铜精矿品位可提高0.43个百分点;工业试验中新工艺铜回收率提高了0.89个百分点,铜精矿品位提高了0.38个百分点,证明了新工艺工业实施的可行性。     

提高某铜选厂一段选铜回收率的新工艺试验研究

随着矿山资源的不断开采,入选矿石品位逐渐下降,为了提高有价元素的回收率,中矿再磨是行之有效的方法之一。在某铜选厂铜粗精矿品位不低于现场指标的前提下,采用浮选中矿选择性分级再磨新工艺进行选矿试验,铜粗精矿回收率从86.99提高至89.93%,通过试验探索了新工艺原矿和中矿的浓度、细度以及药剂制度等工艺条件,运用反光显微镜、解离度分析等手段对新工艺原理进行分析和研究,发现浮选中矿选择性分级再磨新工艺可以不断循序渐进的对粗颗粒中矿进行分级、磨矿、浮选,形成磨浮大循环、大闭路磨矿,中矿粗颗粒返回再磨过程中解离度增加,有用矿物浮选时间延长,浮选效率随之升高。     

提高江西某高硫铜矿铜回收率试验

江西某高硫铜矿山逐步转向地下开采,矿石性质变化较大,现场工艺流程难以适应入选矿石性质的变化,导致铜回收率下降。针对这种情况,在现场工艺流程保持相对稳定的情况下,进行了新型高效捕收剂PLQ-4应用及中矿再磨再选系统优化改造研究。研究表明,采用PLQ-4部分替代丁基黄药,将更多中矿直接给入再磨系统,减少未解离铜矿物在流程中的循环,最终可取得铜品位为22.75%、回收率为83.85%的铜精矿,与模拟现场工艺技术条件下的实验室指标相比,在精矿铜品位相当的情况下,铜回收率提高了2.82个百分点。     

青海某铜矿选铜工艺优化的试验研究

青海某铜矿是一种难选高硫多金属硫化铜矿,采用原设计工艺生产时铜回收率偏低。针对该矿石特性,试验采用新型捕收剂PLQ和丁黄混合用药方案,中矿再磨再选工艺,通过闭路试验获得了铜品位21.13%、回收率91.48%的精矿指标。     

提高某斑岩铜矿伴生金属回收率的试验研究

针对某斑岩型铜矿伴生金属回收率较低的现状,在不改变现有工艺流程和设备的基础上,开展捕收剂试验研究。试验研究结果表明采用AT-680与丁铵黑药组合捕收剂替代丁基黄药,可以显著提高伴生金的回收率,并不同程度提高钼和银的回收率,小型试验研究结果得到了工业试验验证。伴生金属回收率的提高,为企业创造了良好的经济效益。     

滇西某尾矿回收硫铁矿物的试验研究

试验针对以磁黄铁矿为主的硫铁尾矿进行了选矿研究,根据试验结果推荐合理的工艺流程为浮-磁-再磨-浮选联合流程。通过该流程可以获得两个不同级别的硫精矿(含硫38.21%与29.35%),硫总回收率为93.74%;铁精矿含铁63.88%,含硫1.66%,铁回收率为23.29%。硫含量超标的铁精矿可以降价出售,作为低硫铁矿的配矿使用,也可以作为加重剂单独使用。     

提高某深部铜矿回收率的工艺研究

某铜铁矿深部矿石性质及组成发生了较大变化, 导致在现有工艺流程下铜回收率呈波动下降, 为解决这一问题, 进行了工艺矿物学研究和矿石可选性研究。结果表明: 阶段磨矿与中矿再磨都可以很好的提高铜矿石回收率, 且效果相当。粗磨粒度为-0.074 mm粒级占69.68%, 以MB与MOS-2为混合捕收剂, 采用中矿集中再磨至-0.074 mm粒级占88%左右返回浮选流程, 可获得含铜20.89%、金10.58 g/t、银78.84 g/t的铜精矿, 铜回收率为94.97%。     

新疆某含石墨高钙次生硫化铜矿石选矿试验

新疆某含石墨高钙型次生硫化铜矿石铜品位为1.95%,次生硫化铜占总铜的92.82%,主要铜矿物为斑铜矿、辉铜矿、蓝辉铜矿、铜蓝,其他金属矿物有黄铁矿等;脉石矿物以方解石、石英、云母、高岭石等为主,并含有少量片状石墨。铜矿物主要呈浸染状、团粒状、不连续脉状、细脉状产出,粒径主要为0.037~0.15 mm,与黄铁矿、石墨等脉石矿物嵌布关系密切。为了确定该矿石的合适开发利用工艺,进行了选矿试验研究。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占85%的情况下进行1粗3精2扫流程处理,获得了铜品位为23.83%、铜回收率为75.06%的铜精矿1;精选尾矿合并进行1粗2扫浮选,精选尾矿合并粗选的粗精矿再磨至-0.038 mm占97%后进行3次中矿精选,获得了铜品位为13.01%、铜回收率为14.08%的铜精矿2,综合铜精矿铜品位为21.07%、回收率为89.14%的铜精矿,较好地实现了铜矿物的分离回收。     

安徽某富蛇纹石铜矿选矿试验研究

以安徽某含铜磁黄铁矿-蛇纹石(滑石)矿为研究对象,考察了磨矿细度、捕收剂种类、抑制剂种类、中矿再磨再选工艺等因素对铜矿浮选的影响。磨矿细度-0.074 mm粒级占84%、Z200+丁黄药为组合捕收剂、糊精为抑制剂,采用一粗两扫三精、中矿再磨再选浮选流程可获得铜精矿品位17.21%、回收率86.30%的指标,有效解决了该铜矿资源硅酸盐脉石泥化问题。     

某复杂含银硫化铜矿综合回收试验研究

对某复杂含银硫化铜矿进行工艺矿物学分析,研究发现矿石中的有价元素主要有Cu、Ag、S,含量分别为0.81%、7.03g/t、4.28%,主要的金属矿物有磁黄铁矿、黄铜矿、方铅矿和黄铁矿,黄铜矿大部分与磁黄铁矿共伴生,方铅矿主要与黄铜矿共伴生,且部分被黄铜矿包裹,银矿物则共伴生于这些金属矿物之间。粒度大于0.075mm的含铜矿物超过88%,其中96.83%的铜以硫化矿形式存在。在此基础上,采用优先选铜—抑铅浮铜—尾矿选硫的工艺,最终获得两种精矿,铜精矿中Cu、Ag、S的品位分别为25.24%、140.06g/t、34.69%,回收率分别为92.95%、60.39%、24.48%,硫精矿中S的品位为45.18%、回收率为55.53%,实现了矿石中有价元素的综合回收。     

云南某尾矿中氧化铜矿回收试验研究

云南某地区铜尾矿经预先富集后,含铜2.70%,氧化率为32.22%,属氧化铜矿。根据矿石特点,采用硫化铜与氧化铜分选工艺流程,研究结果表明,在磨矿细度-0.074 mm含量为90%、丁黄药为捕收剂、硫化钠为活化剂、水玻璃和六偏磷酸钠为抑制剂的条件下,采用三次粗选一次扫选二次精选的浮选流程获得了铜精矿品位为15.21%、回收率为83.19%的选别指标。     

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。     

某铜矿中伴生钼的综合回收试验研究

研究了某斑岩型铜矿中主要伴生钼金属矿物的工艺矿物学特征,根据矿石性质,试验确定了适合该矿石的铜钼混选-铜钼分离-尾矿磁选回收磁性铁的工艺流程,实现了有价金属元素的综合回收。     

安徽某铜硫矿选矿工艺流程多方案对比试验研究*

安徽某铜硫矿石原矿Cu含量为0.85%、S含量为15.23%,目前生产上采用的铜硫等可浮出快铜—中矿再磨—铜硫分离流程指标不理想。为了改善分选指标,开展了铜硫混浮粗精矿再磨脱脉石—铜硫分离闭路流程、铜硫混浮出快铜—中矿再磨脱脉石—铜硫分离闭路流程以及铜硫混浮出快铜—中矿再磨—优先浮铜—铜尾浮硫闭路流程浮选效果对比试验,并从浮选指标、浮选药剂成本、现场浮选过程稳定性、选厂改造程度等多方面进行了比较分析,认为铜硫混浮出快铜—中矿再磨—优先浮铜—铜尾浮硫工艺为最佳工艺。     

安徽某铁硫铜多金属矿石综合回收试验研究

安徽某含铜铁矿石为典型的多金属伴生矿,矿物间共生密切,嵌布关系复杂.矿石中金属矿物主要为磁铁矿,少量黄铁矿、黄铜矿及磁黄铁矿等;非金属矿物主要为蛇纹石、透辉石及透闪石等.为综合回收矿石中的有价组分,在条件试验的基础上,采用铜硫混合浮选—铜硫分离—混浮尾矿磁选的工艺流程处理该矿石,全流程试验最终可获得Cu品位22.18％...     

提高某难选铜硫矿石铜的回收率

研究某难选铜硫矿石的浮选工艺，提高铜回收率。在原矿含铜1．09％，含硫32％的情况下，采用磨矿细度-74μm占70％，以ZH-01为捕收剂，用（石灰＋Na2S＋KG）组合抑制剂抑硫浮铜，经一粗二扫二精的工艺流程选别，获得铜品位14．2％，回收率70．30％。金品位3．7g／t，回收率33．5％，尾矿即为硫精矿的较佳指标。铜和金回收率分别比现生产工艺提高10％和11％。