某高氧化率铜矿石浮选试验

某高氧化率铜矿石铜品位2.85%,87.65%的铜以氧化铜的形式存在,主要铜矿物为孔雀石,其次为硅孔雀石、辉铜矿。为给该矿石开发利用提供技术依据,采用硫化浮选法进行选矿试验。结果表明,原矿磨矿至-0.074 mm 60.41%,以戊基黄药为捕收剂,乙二胺硫酸盐+碳酸氢铵(用量比1∶1)为组合活化剂,经2粗2精2扫、中矿顺序返回闭路浮选流程选别,可获得铜品位29.46%、回收率82.16%的氧化铜精矿。     

新疆某低品位难选氧化铜矿选矿试验研究

新疆某氧化铜矿含铜0.84%, 氧化率高达78.81%, 属含泥量高的低品位难选氧化铜矿。为回收利用该矿石资源, 对其进行了选矿工艺条件与工艺流程试验研究。结果表明, 采用硫化浮选法可有效回收该氧化铜矿, 在磨矿细度-0.074 mm粒级占75% 的条件下, 以水玻璃作为矿泥分散剂、Na₂S作为氧化铜活化剂、戊基黄药+B130+25^#黑药作为组合捕收剂、2^#油作为起泡剂, 经过二粗三精二扫闭路浮选流程, 最终得到铜品位19.47%、回收率78.19%的铜精矿。     

哈萨克斯坦某低品位高氧化率铜矿选矿试验研究

针对低品位、高氧化率铜矿的回收技术难题,对哈萨克斯坦某氧化铜矿进行了试验研究,该矿中铜品位为0.82%,氧化率达到98.78%,属于低品位高氧化率铜矿。采用预先脱泥—硫化—黄药浮选工艺流程进行选别回收。根据条件试验研究,确定最佳药剂用量为:硫化钠2 000 g/t,硫酸铵1 200 g/t,丁基黄药+异戊基黄药为150+150 g/t。以一次粗选、三次精选、三次扫选的闭路流程,最终得到品位为14.06%、回收率为85.90%的铜精矿,使该高氧化率铜矿得到了较好的回收。     

哈萨克斯坦某低品位高氧化率铜矿选矿试验研究

针对低品位、高氧化率铜矿的回收技术难题,对哈萨克斯坦某氧化铜矿进行了试验研究,该矿中铜品位为0.82%,氧化率达到98.78%,属于低品位高氧化率铜矿。采用预先脱泥—硫化—黄药浮选工艺流程进行选别回收。根据条件试验研究,确定最佳药剂用量为:硫化钠2 000 g/t,硫酸铵1 200 g/t,丁基黄药+异戊基黄药为150+150 g/t。以一次粗选、三次精选、三次扫选的闭路流程,最终得到品位为14.06%、回收率为85.90%的铜精矿,使该高氧化率铜矿得到了较好的回收。     

云南永善铜矿浮选试验研究

云南永善铜矿含铜0.503%,氧化率为23.46%,其中结合氧化铜占11.53%,属低品位混合铜矿。针对矿石性质进行了浮选试验研究,确定了适合于处理该矿石的最佳的浮选流程和条件。研究表明,以黄药为捕收剂,2#油为起泡剂,硫化钠为活化剂,水玻璃为抑制剂,Na2CO3为pH调整剂,采用一次粗选一次扫选四次精选的浮选流程获得了铜精矿品位为23.27%、回收率为87.43%的指标,为该矿的开发利用提供技术依据。     

高含磁黄铁矿铜硫矿石选矿试验研究

某高硫铜矿石磁黄铁矿和绿泥石等易泥化脉石矿物含量较高,且磁黄铁矿的可浮性和磁性差异较大,对铜硫分离浮选干扰很大。根据矿石性质,采用铜优先浮选—磁选回收磁黄铁矿—硫浮选工艺进行了选矿试验研究,即首先在较低碱度下采用铜选择性捕收剂组合(BK-306 TL-1)优先选铜;然后采用磁选回收磁性磁黄铁矿,再以高效硫活化剂BK546和组合捕收剂(丁基黄药 AT608)强化浮选回收硫矿物,实现了矿石中铜、硫的有效回收。闭路试验获得含铜24.81%、铜回收率86.31%的铜精矿,含硫37.83%、含铁58.21%、磁硫品位(Fe S)96.04%、硫回收率40.60%的磁黄铁硫精矿,以及含硫46.05%、硫回收率47.90%的硫精矿,硫总回收率为88.50%。     

某氧化铜矿联合选矿工艺研究

某氧化铜铜品位为5.55%,氧化率高达99.37%,含泥量大,氧化铜矿物种类多,矿石性质复杂。为了较好的回收该氧化铜矿,首先浮选脱除矿泥及滑石后,采用常规的硫化浮选法回收铜;所脱除矿泥及滑石采用重选回收部分铜;浮选尾矿采用磁选回收部分弱磁性难浮选的氧化铜。该脱泥重选—浮选—磁选联合工艺获得总铜精矿铜品位为19.86%,回收率为76.94%,取得了较好的选矿技术指标。     

高含磁黄铁矿铜硫矿石浮磁联合分选试验

某高硫铜矿石磁黄铁矿和绿泥石等易泥化脉石矿物含量较高,且磁黄铁矿的可浮性和磁性差异较大,对铜硫分离浮选干扰很大。根据矿石性质,采用铜浮选(铜中矿再磨)—磁选回收磁黄铁矿—硫强化浮选的浮磁联合分选工艺进行了试验研究,即首先在较低碱度下采用选择性组合捕收剂(BK-306+TL-1)优先选铜,铜中矿再磨再选;然后采用磁选回收磁性硫化物,最后以丁基黄药+AT608组合捕收剂并辅之以BK546高效硫活化剂强化浮选回收硫矿物,使矿石中的铜和硫铁矿物得到了有效的分离回收。闭路试验获得含铜28.38%、铜回收率87.33%的铜精矿,含硫36.80%、含铁57.97%、磁硫品位(Fe+S)94.77%、硫回收率31.13%的磁黄铁硫精矿,以及含硫49.06%、硫回收率57.73%的硫精矿,硫总回收率为88.86%。     

某难选氧化铜矿泥砂分选试验

为提高某难选氧化铜矿的回收率,采用了泥砂分选工艺,对氧化率为97.29%、铜品位为4.20%,且矿石含泥量大的氧化铜矿开展了试验研究。研究结果表明:采用常规直接浮选获得的回收率较低,为73.10%;采用旋流器脱泥、脱泥后泥砂分选、矿泥部分采用螺旋溜槽回收铜、沉砂部分采用浮选法回收铜工艺,可获得产率为12.12%、铜品位为27.01%、铜回收率为75.96%的综合铜精矿,比直接浮选铜品位提高了2个百分点,铜回收率提高了2.86个百分点。     

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。     

降低云南某硫化铜矿氧化镁含量试验研究

对云南某难选多金属硫化铜矿进行了浮选试验研究。采用新型捕收剂OL-2M为硫化铜矿捕收剂、新型抑制剂OL-3C为含氧化镁脉石矿物抑制剂,经一粗一混精三精二扫优先浮选,获得了Cu品位19.69%、回收率55.25%、MgO含量3.45%的铜精矿。新药剂联合使用既显著提高了精矿铜品位和回收率,又大幅度降低了精矿氧化镁含量,达到冶炼厂对铜精矿的要求。     

某铜铅锌多金属硫化矿浮选试验研究

云南某铜铅锌多金属硫化矿铜品位0.45%、铅品位3.18%、锌品位4.21%,含银30.10 g/t,有用矿物以黄铜矿、闪锌矿、方铅矿等为主。黄铜矿与闪锌矿相互交代连生或混染包裹,铜、锌矿物粒度粗细不均。85.11%的铜以原生硫化铜的形式存在,铅、锌也均主要赋存于硫化矿中。浮选试验结果表明,在磨矿细度-0.074 mm 80%的条件下,以CaO+Na2S+Na₂SO₃+ZnSO₄作调整剂、异丙基黄药作捕收剂、730A作起泡剂,1粗3精2扫铜铅混合闭路浮选可获得产率650%,铜品位5,20%、铅品位43.64%,铜回收率75.11% 、铅回收率93.00%的铜铅混合精矿;铜铅混合尾矿以CuSO₄作活化剂、丁基黄药作捕收剂经1粗2精2扫闭路流程选锌可获得产率7.60%、品位46.94%、回收率85.76%的锌精矿;铜铅混合精矿经1粗1精分离浮选可获得品位42.23%、回收率8638%的铅精矿和品位27.65%、回收率61.88%的铜精矿;铜、铅、锌精矿指标均达到相应的产品质量标准,并综合回收了银。试验结果可为该矿石的开发利用提供技术参考。     

某地含硫磁铁矿降硫及综合回收利用试验研究

针对某地磁铁矿石含硫（339%）较高,磁选容易造成铁精矿含硫超标的问题,进行降硫选铁及综合回收伴生有价组分的选矿试验研究,最终推荐浮选—磁选联合工艺流程,获得了铜品位1330%、金品位425 g/t、银品位107 g/t,铜回收率5125%的合格铜精矿;硫品位2960%、硫回收率7974%的合格硫精矿;全铁品位6705%、硫含量016%、全铁回收率6200%的合格铁精矿;该工艺流程合理,浮选除硫可有效地降低铁精矿中的硫含量,并且综合回收了铜和硫,提高了该矿山的经济价值。     

铜铅混合精矿铜铅浮选分离试验研究

针对云南一大型矿山生产的铜铅混合精矿开展选矿试验,目的是实现铜铅分离。试验结果表明,采用硫化钠脱药,硫酸调浆,硫代硫酸钠与硫酸亚铁组合抑制剂进行铜铅分离浮选.成功实现了铜铅有效分离,获得了铜回收率90.66%、铜精矿品位20.01%.铅回收率96.56%、铅精矿品位45.51%的理想指标。     

竹林矿高砷铜锡多金属硫化矿浮选药剂制度改进

通过闭路浮选试验，采用KM—109捕收起泡剂，研究提高高砷铜锡多金屑硫化矿铜精矿品位和回收率的浮选药剂制度。结果表明，新药剂方案对降低铜锡多金属硫化矿精矿含砷量，提高铜精矿品位和回收率有明显效果，铜精矿品位提高1．12％，铜回收率提高3．63％，铜精矿含砷降至0．87％。新药剂方案药剂种类少，加药点少，药剂消耗少。     

广西某钨锡多金属矿铜锌硫化矿分选的研究

从广西某重选钨锡粗精矿浮选脱除的硫化矿中回收铜和锌,针对矿样性质,先磨矿脱药,再采用先铜后锌的优先浮选工艺回收锌。在选铜作业中,采用石灰和ZnSO4作抑制剂,Dy+丁铵黑药作捕收剂;在选锌作业中,采用硫酸铜作活化剂,石灰和水玻璃作抑制剂,丁黄药作捕收剂。在给矿铜锌品位分别为1.42%,2.78%时,可获得铜精矿铜品位23.85%、铜回收率90.02%,锌精矿锌品位45.02%、锌回收率85.18%的指标。     

钛磁铁矿对钛铁矿浮选的影响

钛磁铁矿对钛铁矿的浮选会产生非常不利的影响。单矿物研究结果表明:钛磁铁矿具有比钛铁矿更好的可浮性,浮选中会优先进入精矿,影响精矿品位,并增加药剂消耗;钛磁铁矿易产生磁团聚现象,造成机械夹带,包裹脉石的钛磁铁矿磁团聚体进入浮选精矿中会降低精矿品位和回收率。钒钛磁铁矿选铁尾矿实际矿样的试验结果表明:不除铁直接浮选钛时,精矿TiO2品位为44.02%,回收率为44.38%;而先经弱磁选除去钛磁铁矿后,采用相同的浮选流程和药剂制度,浮选精矿的TiO2品位提高到47.40%,回收率提高到52.64%。     

某铜钼钨矿石选矿试验研究

对某含铜钼钨矿石进行了浮选分离工艺研究。该矿石为钨重选毛砂,除钨矿物外,还富含铜、钼等有价金属硫化矿物。根据矿石性质,采用铜钼混合浮选—铜钼分离的浮选工艺,综合回收矿石中的钨、铜、钼。铜钼混合浮选时,采用高效活化剂BK546,有利于矿石浮选脱硫,提高铜钼回收率,并减少钨的互含损失。闭路试验获得钼精矿含钼57.90%、铜0.68%、钼回收率96.44%;铜精矿含铜37.32%、回收率99.64%;钨精矿含WO₃ 68.12%、铜0.025%、钼0.005%、钨回收率97.30%。实现了矿石中钨、铜、钼的有效分离回收。     

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。     

某铜钴矿选矿工艺研究

某铜钴矿铜品位0.85%,钴品位0.10%。铜主要以独立的铜矿物形式存在,绝大部分赋存在黄铜矿中;钴主要赋存于毒砂中。根据矿石性质,通过铜快速浮选-铜钴混合浮选再分离的工艺流程,先获得部分易浮铜精矿,再通过铜钴分离作业获得其余的铜精矿及富钴硫精矿。闭路流程可获得铜品位23.29%、铜回收率84.82%的铜精矿,以及钴品位2.63%、钴回收率63.07%的富钴硫精矿。