中矿再磨提高某矿山选铜回收率的试验研究

为提高选铜回收率,应用浮选中矿选择性分级再磨新工艺对某铜矿进行了试验研究。研究表明新工艺优化了入选原矿矿浆浓度和细度以及浮选给矿粒度组成,延长了矿物浮选时间,从而有效地提高了铜的回收率。新工艺流程粗精矿铜品位2.01%,回收率达88.48%,比原工艺流程高出2.82个百分点。这说明中矿选择性分级再磨能有效提高该矿的选铜回收率。     

云南低品位难处理氧硫混合铜铁矿综合回收试验研究

云南某铜铁矿含铜0.54%,含铁44.41%,矿物共生关系密切,嵌布粒度细,属难选矿石.氧化铜多嵌布于硫化铜矿周边,形成蚀变边结构,针对该蚀变特点,采用粗磨条件下连生体浮选的方法,可以有效回收铜,与细磨条件下相比,铜回收率由46.89%提高到71.80%.采用强磁选—重选联合工艺流程对赤铁矿进行回收,可以得到最终铁精矿品位64.24%,回收率63.38%的选别指标.     

某铜铅锌多金属硫化矿选矿试验研究

针对某铜铅锌多金属硫化矿原矿铜、铅品位较低,矿物共生关系复杂,易浮难分的特点,采用"铜铅混浮-浮锌"的简单工艺流程,铜铅混合粗选时使用亚硫酸钠+硫酸锌组合抑制剂、丁铵黑药+丁基黄药组合捕收剂,实验室小型闭路试验获得了铜铅混合精矿中铅品位21.67%,回收率75.68%,铜品位2.37%,回收率75.54%;锌精矿品位55.42%,回收率88.12%的选别指标,可有效实现铜铅锌的浮选回收。     

高含碳锌窑渣中Cu和Ag的综合回收

云南某锌窑渣Cu含量1.47%,Ag含量312 g/t,同时,窑渣中碳含量高达23.12%,为综合回收其中的Cu、Ag等有价金属进行了选矿试验研究.对浮选条件试验进行了研究.确定了最佳浮选条件并在此基础上进行了浮选闭路试验,结果表明,采用单一浮选工艺处理该窑渣Cu、Ag很难富集,铜精矿品位较低,并最终确定了"脱碳浮选—铜浮选—铜精矿浸出"的联合工艺流程,得到最终铜精矿Cu品位为11.83%,铜精矿含Ag品位为2 616 g/t,Cu、Ag的综合回收率分别为72.03%和75.06%,达到了综合回收窑渣中Cu、Ag的目的.采用联合工艺流程处理该窑渣避免了单一浮选工艺的局限性,极大地提高了铜精矿的品位.     

某复杂铜矿选矿试验研究

针对某铜矿原矿含碳较高,碳质矿物在浮选过程中极易上浮,影响最终铜产品的品位的问题,通过大量的试验研究后,在传统的浮选工艺中采用"浮选时抑碳直接选铜"工艺可得铜精矿含铜品位为19.45％,铜回收率为85.79％等较好的闭路试验指标,为该类矿石的开发利用提供借鉴.     

提高因民公司铜精矿中金品位试验研究

不改变因民公司选厂现有浮选工艺流程,并在保持现有铜选矿技术指标(铜回收率84.50%,铜精矿品位24%)不变的基础上,通过试验研究,将铜精矿中的金品位由现在的0.80 g/t提高到1.00 g/t(计价品位)以上,提高企业收入,同时提高资源综合利用率,实现矿山的持续健康发展。     

贵州某地混合铜矿选矿试验研究

对贵州某地混合铜矿石进行了选矿试验研究。原矿入选品位Cu 1.27%、Ag 3.80 g/t,含As 4.46 g/t,铜氧化率为23.87%,属混合铜矿。根据矿石性质,分别拟定并开展了"氧硫混选""氧硫分选"和"浮选—尾矿酸浸"3种选铜工艺的探索对比试验,试验结果表明,"浮选—尾矿酸浸"是适宜的选铜流程。试验表明:1)在较佳的分选条件下,原矿经"浮选—尾矿酸浸"联合流程选别后,可获得铜精矿产率4.41%、Cu品味20.52%、回收率73.05%;浸液铜品位880.00 mg/L、浸出率14.16%,铜总回收率87.21%的技术经济指标。铜得到了回收利用。     

云南某地混合铜矿选矿试验研究

对云南某地混合铜矿石进行了选矿试验研究。试验表明,原矿经一粗二精二扫的闭路浮选工艺流程,可获得铜精矿品位20.96%、铜回收率86.97%,银品位406.09 g/t、银回收率63.62%的良好指标,目的元素得到了回收利用。     

四川某复杂铜铅锌多金属矿的选矿工艺

针对四川某铜、铅、锌多金属矿硫化物共生关系密切,嵌布粒度不均匀的特点,按优先浮选工艺流程进行了磨矿细度、药剂种类及用量条件试验;选铜作业采用二次粗选四次精选一次扫选,选铅作业采用一次粗选四次精选一次扫选,选锌作业采用一次粗选三次精选一次扫选,成功实现了铜铅锌的分选;铜精矿含铜22.94%,回收率69.71%;铅精矿含铅51.46%,回收率70.63%;锌精矿含锌45.86%,回收率82.48%。     

氧化铜矿浮选工艺

为有效回收氧化铜矿石中的铜矿物,采用硫化-黄药浮选工艺对某氧化铜矿石进行浮选试验研究.考察了磨矿细度、药剂制度等工艺条件,并进行闭路试验.结果表明采用复合调整剂,复合捕收剂,经两次粗选、两次精选、三次扫选,磨矿细度为-0.074 mm 65%的工艺流程,闭路试验获得的铜精矿Cu品位为20.72%,Cu回收率为94.67%;Au、Ag的回收率分别为81.05%、46.67%.     

某难选低品位铜矿的选矿工艺研究

在不同磨矿细度下,对云南某低品位铜矿原矿进行磨矿细度条件试验及流程对比试验,结果表明采用粗磨入选—粗精矿再磨流程,矿石入选细度70%-200目,可获得铜精矿铜品位22.00%、回收率83.72%的分选指标。     

硫酸渣磁化焙烧—磁选提铁降硫

硫酸渣铁品位为55.08％,其中有害元素硫的含量为1.3％.为高效利用硫酸渣,必须提高铁含量、降低硫磷等有害元素.硫酸渣试样直接进行弱磁选,得到铁精矿品位60.54％,精矿回收率仅为54.46％,采用磁化焙烧-弱磁选的方法来进行选铁试验,通过对磁化焙烧时间、磁化焙烧温度、还原剂的质量配比等条件试验,确定了在焙烧时间40 min,焙烧温度750℃,还原剂10％的最佳焙烧条件.焙烧矿磨矿至-0.074 mm 97.02％,用弱磁选管进行磁选的最佳试验条件,在此焙烧条件下,进行一粗一精的磁选,获得了铁品位64.57％,精矿回收率86.99％,硫含量降低到0.13％.     

某细粒难选褐铁矿的分选研究

对某褐铁矿进行了磁选、焙烧-磁选、重选及浮选实验研究,研究结果表明,采用强磁选工艺流程分选该褐铁矿可以获得较满意的指标。经正交试验优化后,一次磁选可使褐铁矿品位从32.91%提高到58.64%,回收率达90.87%,产率达51%;焙烧磁选工艺可获得铁精矿品位达61.16%,回收率达67.39%,产率达36%。从经济且环保的角度出发,认为该细粒难选褐铁矿的分选采用强磁选工艺流程比较适宜。     

低硫低铜磁铁矿选矿工艺研究

对低硫低铜磁铁矿进行了不同选别工艺研究，采用先浮后磁和使用高选择性捕收剂可获得精矿含铁64．12％，含硫0．37％，回收率84．34％的合格铁精矿，含铜13．83％，回收率50．91％的铜精矿，含硫34．23％，回收率73．85％的硫精矿，明显提高了矿产资源利用率。     

贫磁铁矿反浮选降硅试验

湖北省某地具有较为丰富铁矿资源,矿石中铁含量较低,原矿中全铁(TFe)含量约15%,属于贫磁铁矿,铁矿物的嵌布粒度较细,通过单一弱磁选很难得到全铁品位超过60%的铁精矿,针对该矿弱磁选精矿进行反浮选提铁脱硅研究,一粗一精开路反浮选流程精矿品位可达60%以上,铁回收率60%,产率50%左右.通过小型闭路试验,反浮选最终获得较好指标:精矿产率为68.57%,品位为58.62%,回收率为82.83%.     

贫磁铁矿反浮选降硅试验

湖北省某地具有较为丰富铁矿资源,矿石中铁含量较低,原矿中全铁（TFe）含量约15%,属于贫磁铁矿,铁矿物的嵌布粒度较细,通过单一弱磁选很难得到全铁品位超过60%的铁精矿,针对该矿弱磁选精矿进行反浮选提铁脱硅研究,一粗一精开路反浮选流程精矿品位可达60%以上,铁回收率60%,产率50%左右.通过小型闭路试验,反浮选最终获得较好指标：精矿产率为68.57%,品位为58.62%,回收率为82.83%.     

汤丹4#矿体选矿工艺研究

汤丹公司4#矿体矿物为含碳细粒浸染型矿石,围岩为黑灰色墨化碳质白云岩及板岩,石墨化比较严重,碳泥质含量高,是东川矿区少有的低钙镁酸性脉石铜矿体。一直以来,汤丹4#矿体的生产存在回收率不高、精矿品位偏低的问题,不仅造成资源的浪费,而且影响铜精矿的销售价格。通过选矿试验研究,确定合理的选矿工艺流程,解决4#矿体选矿过程中铜精矿品位低且不稳定的问题,以提高铜精矿品位、选矿回收率。     

磁化矿石颗粒模型及磁选过程分析

基于磁选过程中颗粒尺寸、磁场强度和磁选精矿品位三者之间的关系,建立磁化矿石颗粒模型,对其进行理论分析与计算,确定最佳磁场强度,并进行磁化矿石的磁选研究。结果表明：在配煤量4%（质量分数）,焙烧温度850℃,焙烧时间60 min,磨矿细度-0.074 mm占60%（质量分数）,磁场强度为40 mT的条件下,得到铁品位57.7%（质量分数）,铁回收率90.3%（质量分数）的铁精矿,较好地实现了铁精矿的富集和回收。     

Separation of hematite from banded hematite jasper(BHJ) by magnetic coating

The separation of iron oxide from banded hematite jasper(BHJ) assaying 47.8% Fe, 25.6% Si O2 and 2.30%Al2O3 using selective magnetic coating was studied. Characterization studies of the low grade ore indicate that besides hematite and goethite,jasper, a microcrystalline form of quartzite, is the major impurity associated with this ore. Beneficiation by conventional magnetic separation technique could yield a magnetic concentrate containing 60.8% Fe with 51% Fe recovery. In order to enhance the recovery of the iron oxide minerals, fine magnetite, colloidal magnetite and oleate colloidal magnetite were used as the coating material. When subjected to magnetic separation, the coated ore produces an iron concentrate containing 60.2% Fe with an enhanced recovery of56%. The AFM studies indicate that the coagulation of hematite particles with the oleate colloidal magnetite facilitates the higher recovery of iron particles from the low grade BHJ iron ore under appropriate conditions.