某高砷铜矿选矿试验研究

根据矿石性质,对某高砷铜矿进行详细的选矿研究,针对该矿石砷含量高的特点利用石灰与漂白粉作为砷抑制剂,有效地解决了铜精矿中砷含量高的问题,同时还提高了铜品位,试验室获得铜精矿铜品位31.22%,铜回收率88.00%,砷含量0.17%,含银1333g/t,银回收率41.28%。     

某选厂硫精矿提质降砷工艺试验研究

某选矿厂产出的硫精矿品位偏低, 且含砷较高(达到3.49%), 无法进行销售利用。为了实现资源的综合利用, 采用高梯度磁选机, 通过一粗一精磁选工艺对硫精矿进行处理, 硫精矿铁品位提高了9.25个百分点, 硫品位提高了4.63个百分点, 有害元素砷脱除率达到90.85%, 砷含量降到了0.46%。提质降砷后的硫精矿可以满足冶炼原料的要求, 实现了硫资源的综合利用, 也达到了一定的环境保护效果。     

江西某黄铁矿浮选降砷试验

江西某矿山选铜尾矿砷含量较高,属于高砷高硫硫化矿,对产品质量有着较大影响,为了解决现场药剂制度和流程的不适应问题,选取现场铜尾矿作为研究对象,重点研究了黄铁矿与毒砂分选的抑制剂。试验结果得出:通过使用抑制剂Y-1能实现硫、砷的有效分离,新药剂流程闭路中硫精矿硫品位为46.51%,比原药剂流程提高2.26个百分点,砷品位为0.91%,比原药剂流程降低了4.23个百分点,新流程的精矿硫回收率较原流程降低3.07个百分点,同时砷回收率降低约62个百分点,指标改善明显。     

抑砷浮铜工艺过程强化回收银的试验研究

对云南某含银低铜高砷高硫多金属硫化矿进行了浮选试验研究。结果表明,在中碱性pH环境下,以GSF₃₁为毒砂抑制剂、GSB₃₂为铜和银矿物的选择性捕收剂,采用铜砷等可浮-抑砷浮铜工艺流程,在原矿铜、砷、银品位分别为0.35%、1.50%和10.74 g/t的条件下,获得了铜品位20.19%、总回收率64.15%的铜精矿,其中砷含量0.42%、银品位308.72 g/t、银选矿富集比28.75,铜精矿中砷含量不超标。     

云南某锡铜硫化矿铜精矿降砷试验研究

针对云南某锡铜硫化矿砷含量高的特点,采用浮铜抑砷的工艺,利用对砷矿物抑制作用较强的组合药剂,及选择性较好的铜矿物捕收剂,通过一次粗选、一次扫选、五次精选,有效降低了铜精矿中砷含量。最终闭路试验获得铜品位为12.63%,回收率为73.71%,含砷为0.425%的铜精矿指标。     

含砷铜精矿铜砷分离试验研究

以蓝辉铜矿和硫砷铜矿为主的浮选铜精矿,为了产品效益最大化,进行浮选分离获得高砷铜精矿和低砷铜精矿。蓝辉铜矿和硫砷铜矿纯矿物试验结果表明,在捕收剂丁铵黑药体系下,采用石灰调整矿浆pH值,分别添加次氯酸钙、高锰酸钾、腐殖酸钠以及木质素来抑制蓝辉铜矿,均可以起到很好的抑制作用,但不同的药剂在不同的矿浆pH值条件下抑制效果不同。针对铜品位为20.52%,含砷1.22%的某含砷铜精矿,采用活性炭搅拌-脱水-洗涤-抑铜浮砷工艺,以高锰酸钾配合次氯酸钙为调整剂,抑制不含砷硫化铜矿,获得高砷铜精矿铜品位为32.87%,砷含量4.93%,铜回收率为29.97%,砷回收率75.50%;低砷铜精矿铜品位为17.68%,砷含量0.37%,铜回收率为70.03%,砷回收率为24.50%。铜砷分离效果较好。     

艾萨磨在某高硫铜锌混合粗精矿铜锌分离中的应用

某高硫铜锌混合粗精矿在铜锌分离过程中难以获得铜品位18%以上的铜精矿,为解决铜精矿品位偏低的问题,进行了艾萨磨再磨工艺与现场球磨+水力旋流器再磨分级工艺对比试验研究。试验结果表明：采用艾萨磨工艺,铜锌分离作业可获得铜品位20.52%、锌含量2.38%、铜回收率89.32%的铜精矿,与现场球磨再磨工艺相比,铜精矿品位提高了2.82个百分点,锌含量降低了1.17个百分点,铜回收率提高了3.98个百分点。     

内蒙古某高砷低铜矿石选矿工艺研究

根据矿石性质,对内蒙古某高砷低铜铅锌银矿石进行了浮选分离研究,采用"铜铅锌等可浮—依次优先浮选"流程,利用FN作为砷矿物的抑制剂,有效解决了铜精矿中含砷高的问题,避免使用铜铅分离时常用的有毒抑制剂重铬酸钾,同时有效提高了铜的品位;试验获得铜精矿铜回收率为66.41%,品位为28.6%,铅、锌、银的回收率均达到90%以上。     

某复杂高砷铜锌矿分选试验研究

针对某高砷复杂铜锌多金属矿,采用优先浮选工艺实现了高效分选。以自主研制的ZY为锌抑制剂,实现了铜锌矿物的有效分离;以自主研制的SY为砷抑制剂,降低了有用矿物中有害元素砷的含量。实验室最终获得的分选指标如下:铜精矿品位22.14%,铜回收率87.45%。锌精矿品位45.61%,锌回收率90.14%。银在铜精矿中的品位为890g/t,回收率66.45%,在锌精矿中的品位为105g/t,回收率12.27%,银总回收率为78.72%。     

哈萨克斯坦某高砷铜矿选矿试验

哈萨克斯坦某高砷铜矿铜品位0.94%,砷含量高达6.93%,并可伴随回收银。铜主要存在于黄铜矿中,单体解离难度较大,以硫化铜形式存在的铜占总铜的90.43%。为合理开发利用该资源,对其进行选矿试验。在1段、2段磨矿细度分别为-0.074 mm 65%、-0.045 mm 90%时,以石灰为调整剂,BK320为粗选捕收剂,BK501为精选抑制剂,采用2粗3精2扫闭路浮选流程处理,可获得铜品位29.63%、回收率89.93%,含砷0.16%、含银906.00 g/t的铜精矿,控制了铜精矿中砷的含量,并综合回收了银,指标较好,可为该铜矿选别流程的确定提供参考。     

基于柠檬酸-改性淀粉的金川铜镍精矿降镁提质

金川镍矿石所含Cu²⁺、Ni²⁺对矿石中大量的含镁硅酸盐脉石矿物有较强的活化作用,导致镍铜混合精矿MgO含量较高,Ni、Cu品位难以提高。为实现矿山的提质降镁目标,在柠檬酸-改性淀粉药剂体系下进行了选矿试验。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占90.12%条件下,采用1粗2精3扫、中矿顺序返回流程,可取得Ni、Cu品位分别为9.03%、5.18%,MgO含量6.18%,Ni、Cu回收率分别为85.30%、72.82%的镍铜混合精矿。与模拟现场工艺的实验室试验指标比较,精矿Ni、Cu品位分别提高了0.28、0.07个百分点,精矿Ni、Cu回收率分别提高了3.41、1.04个百分点,MgO含量下降了0.58个百分点。因此,在富含镁硅酸盐脉石矿物的铜镍硫化矿石的浮选中,柠檬酸-改性淀粉具有显著的提质降镁效果。     

复杂含银砷硫化铜矿浮选试验对比研究

针对云南某含银砷的硫化铜矿,查明了化学多元素、矿物组成、嵌布粒度和单体解离度等工艺矿物学特性,对比了混合浮选和等可浮选两种方案的选别指标.结果 表明,在原矿铜、砷、银品位分别为0.41％、1.82％、16.24 g/t条件下,等可浮选方案获得了铜品位为22.11％,铜回收率为66.32％的铜精矿,其中砷含量为0.45％...     

高硫砷钨矿石脱硫降砷浮选试验研究

对某含Mo 0.55%、Bi 0.79%、Cu 0.66%、Zn 2.25%、S 15.95%、As 2.58%、WO₃ 35.84%的钨矿石进行了脱硫降砷浮选试验研究。该矿石由主干流程重选产出的-0.3 mm高含硫砷硫化物的细粒钨粗精矿。根据矿石的性质,采用硫砷混合浮选工艺流程。硫砷混合浮选时,采用高效的活化剂BK546B替代传统的硫酸,不仅有利于钨精矿中硫、砷杂质的脱除,更重要的是可改善因使用硫酸而造成的操作不便和不良的作业环境;采用选硫特效捕收剂AT608A与丁基黄药组合,有利于提高硫、砷的脱除率,并降低钨精矿中硫、砷杂质的含量,提高钨精矿品质。闭路试验获得含WO₃ 55.64%、含硫0.38%、含砷0.088%、WO₃回收率为99.34%的钨精矿;而硫砷精矿中的WO₃含量仅为0.66%,WO₃在硫砷精矿中的损失率为0.66%。实现了钨精矿的高效脱硫降砷,并解决了困扰企业生产经营的难题。      

从钨重选粗精矿中浮选回收铜铋试验

粤北某高硫伴生铜、铋的钨矿选矿厂采用枱浮从重选钨粗精矿中回收硫化矿物,再采用抑铋浮铜-重选选铋工艺从硫化矿混合精矿中分离回收铜铋,不仅铜、铋回收率低,且铜精矿含铋高。为解决铜、铋的高效分离与回收问题,以现场重选钨粗精矿为试样,进行了铜、铋分离与回收试验。结果表明：WO₃、Cu、Bi、Ag品位分别为13.66%、3.32%、1.93%和308.50 g/t,主要铜矿物为黄铜矿和辉铜矿,主要铋矿物为辉铋矿,有用矿物粒度主要为0.64~0.04 mm,黑钨矿、白钨矿、黄铁矿嵌布粒度略粗,黄铜矿、辉铋矿粒度略细的试样,在棒磨至-0.2 mm的情况下,以石灰为调整剂、SY为铋抑制剂、Z-200为捕收剂1粗1精2扫流程抑铋浮铜,以GYC-1为铋活化剂、丁基黄药为铋捕收剂1粗2精2扫流程活化浮铋,最终获得铜品位为19.01%、铜回收率为93.51%、含铋0.81%的铜精矿,以及铋品位为21.39%、铋回收率为78.61%、含铜0.63%的铋精矿,与现场生产指标相比,铜精矿铜品位、铜回收率分别提高了10.48和9.19个百分点,含铋下降了1.85个百分点;铋精矿铋品位下降了5.23个百分点、铋回收率提高了33.25个百分点,含铜下降了1.68个百分点,较好地实现了铜、铋的分离与回收。     

某黝铜矿型铜铅锌多金属矿选矿试验研究

对某黝铜矿型铜铅锌多金属矿进行了选矿试验研究。结合矿石性质及一系列探索试验研究结果,最终采用铜铅混浮-混浮精矿再磨-铜铅分离-混浮尾矿浮锌-锌尾矿浮硫的工艺回收该矿中的铜、铅、锌和硫,闭路试验获得了铜精矿铜品位18.25%、铜回收率73.88%,铅精矿铅品位59.91%、铅回收率82.06%,锌精矿锌品位50.15%、锌回收率91.82%,硫精矿硫品位49.96%、硫回收率74.14%。通过所确定的工艺流程与药剂制度对选矿工艺进行了改造,改造后铜精矿品位提高6.51个百分点,铜回收率提高8.68个百分点,铅、锌回收率分别提高6.59和2.36个百分点。     

提高某铜锌硫化矿石选别指标的试验研究

某铜锌硫化矿随着开采向深部延伸,地质条件发生变化,矿石中出现了大量的磁黄铁矿,且矿物共生关系变得更为复杂。选矿厂按原有铜、锌依次浮选工艺组织生产,选铜时由于磁黄铁矿的干扰和磨矿细度不足而导致铜锌分离效果不佳,选锌时则由于流程结构不尽合理而导致锌回收率较低。针对这些问题开展选矿工艺流程优化研究,在选铜前先通过1次磁选将磁黄铁矿脱除并将入选细度由-0.074 mm占70%提高到-0.074 mm占80%,在选锌时增加1次扫选、1次精选和1次精扫选,最终获得了铜品位为21.68%、锌含量为0.62%、铜回收率为93.14%的铜精矿和锌品位为48.87%、锌回收率为74.92%的锌精矿。与模拟现场工艺流程所获闭路试验指标相比,优化后工艺流程所获铜精矿的铜品位和铜回收率分别提高了0.70和1.45个百分点、锌含量降低了2.83个百分点,所获锌精矿的锌回收率提高了3.67个百分点,优化效果明显。     

络合剂-抑制剂联合抑镁浮铜镍试验

为了降低西北某高镁铜镍硫化矿铜镍混浮精矿中氧化镁的含量,以EDTA二钠络合清洗含镁脉石矿物表面吸附的Cu²⁺、Ni²⁺,六偏磷酸钠和JC抑制含镁脉石矿物,对镍品位为1.29%、铜品位为0.87%、MgO含量为29.02%的矿石进行了提质降镁试验。结果表明：采用1粗2精3扫、中矿顺序返回的铜镍混浮闭路流程处理该矿石,最终获得了镍、铜品位分别为8.95%、5.21%,镍、铜回收率分别为82.91%和71.56%,MgO含量为6.13%的铜镍混合精矿;与现场工艺流程相比,优化后的工艺流程更简洁,既减少了磨矿作业段数,又大幅度简化了浮选工艺流程,且混合精矿镍、铜品位分别提高了0.28、0.71个百分点,镍、铜回收率分别提高了0.35、1.38个百分点,MgO含量下降了0.59个百分点,达到了较好的优化工艺流程、提高分选指标的效果。     

高银砷铜粗精矿提质降杂浮选试验研究

以云南某高银高砷铜粗精矿为研究对象,研究了磨矿细度、脱药剂、抑制剂、捕收剂等对铜砷分离的影响。采用有机抑制剂与无机抑制剂组合抑制毒砂,选择性捕收剂强化回收银矿物,进行了提质降杂浮选研究。在给矿铜、砷、银品位分别为1.71%、7.54%和41.46 g/t条件下,可以获得铜精矿中铜品位和回收率分别为19.16%和80.31%、银品位和回收率分别为268.22 g/t和46.37%、砷含量0.81%的指标。     

提高吉林某铜锌硫化矿选矿指标的试验研究

为提高吉林某铜锌硫化矿选矿指标, 进行了选矿试验研究。采用“铜锌优先浮选-铜粗精矿再磨-铜中矿部分集中返回”的工艺流程, 配合使用高效铜捕收剂YK-0和强力锌组合抑制剂ZnSO₄+YK-5, 获得了Cu品位28.65%、回收率93.49%的铜精矿和Zn品位48.82%、回收率84.60%的锌精矿。根据试验结果对现场流程进行改造, 与改造前相比, 铜精矿Cu品位提高6.59个百分点, 含Zn降低5.64个百分点;锌精矿Zn回收率提高15.19个百分点, 经济效益显著。