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.     

从会理锌矿铅锌矿石中分选铜的试验研究

为从会理锌矿含铜的铅锌硫化矿中分选铜,对会理锌矿含铜的铅锌硫化矿进行了系统的工艺矿物学研究和选矿工艺研究．工艺矿物学研究结果表明会理锌矿含铜的铅锌硫化矿中铜矿物以黄铜矿、银黝铜矿-砷黝铜矿、硫锑铜银矿、车轮矿等矿物形式存在,并以黄铜矿为主,其次为银黝铜矿-砷黝铜矿系列矿物．铜矿物嵌布特征复杂,与闪锌矿互相包裹及呈固溶体分离结构较为普遍．铜矿物嵌布粒级较均匀,多集中于＋0．08mm以上粒级中,铜矿物单体解离度相对较好．基于会理锌矿舍铜铅锌硫化矿的矿石特性,采用“铜铅混浮-铜铅分离-再浮锌”浮选工艺,在原矿含铜0．94％、铅0．92％、锌10．60％的情况下,可获得含铜17．76％、铅4．35％、锌12．87％,铜回收率62．89％的铜精矿,含铜2．99％、铅54．52％、锌10．48％,铅回收率50．34％的铅精矿,含铜0．75％、铅1．20％、锌55．86％,锌回收率88．56％的锌精矿,银在铜、铅、锌精矿中的回收率分别为50．93％、2．32％、29．51％,实现了从会理锌矿含铜铅锌硫化矿中分选铜的目标．     

AC法处理高锑低银类铅阳极泥——铜和铋的回收

用AC法处理高锑低银类铅阳极泥，其干馏渣水浸液经两段置换、硫酸浸铜、稀盐酸浸铋，综合回收了铜、铋、锑，并使其得到了较大程度的分离，Cu，Bi和Sb的置换率分别为99．75％，96．74％和99．45％；置换渣含铜53．73％，含铋20．79％．用硫酸浸铜法，实现了铜-锑、铜-铋的有效分离，最终铜以硫酸铜产出，品位为93．74％～96．21％，Fe含量为1．13％～1．47％，回收率为93．33％；用稀盐酸浸出铋-锑渣，铋以含Bi69．70％的铋精矿产出，直收率及总回收率分别为90．87％和94．73％，此外还产出Sb含量为36．21％的锑渣，返回氯化浸出过程，总回收率为94．06％．     

疏水絮凝浮选新工艺处理难选细粒氧化锑矿

在ｐＨ值７．５￣８的条件下，研究了疏水絮凝浮选新工艺处理难选细粒氧化锑工业矿石。研究证明，当细粒氧化锑浮选在给矿品位为１．９７％，氧化率为８７％时，可获得精矿品位为１７％￣１９％，回收率为７０％￣７４％的氧化锑精矿，这与现在工厂所用摇床选收比较，精矿品位提高了５％，回收率增加约５０％。     

梅山硫铁矿浮选中降镁除杂工艺

对黄铁矿精矿进行再磨再选，在磨矿细度-74μm约占95％的情况下，采用开路浮选并使用调整剂WHL—Y1、WHL—Y2能有效地排除MgO等杂质矿物，得到含硫45．37％的优质硫精矿．     

抑制剂W—98在翁福磷矿反浮选中的选矿研究

根据公司福磷矿的性质，采用反浮选工艺处理胶磷矿，用反浮选高效抑制剂W－98作为磷矿的抑制剂，来抑制磷矿物而浮白云石等脉石，从原矿P2O5品位为27．33％，MgO为6．19％中，获得了磷精矿P2O5品位为37．34％，MgO为0．73％，回收率92．39％的选矿指标。     

某钨钼矿的选矿工艺试验研究

某钨矿为含钨矽卡岩型矿石,采用浮选方案,分选回收钼、钨．着重研究了731氧化石蜡皂白钨常温浮选工艺．并获得高质量的钼、钨精矿．钼精矿品位46．12％,回收率76．87％;白钨精矿含W0370．18％,回收率85．31％．     

提高某金矿金回收率的新工艺研究

阐述了应用水系磁处理提高某金矿金浮选回收率及浸出率的工艺技术．工业试验结果表明，该新工艺可使浮选回收率提高１．０％金精矿一段氰化浸出率可提高３．８３％，经济效益十分明显．     

提高高硫磁铁精矿球团矿质量的研究

采用添加剂Ｍ,能够强化高硫磁铁精矿球团的氧化固结,提高球团矿的质量。以安庆含硫１．６１％（质量分数）的磁铁精矿为原料,可获得抗压强度２５５２Ｎ／个,含０．０１８％Ｓ,１．６７％ＦｅＯ（质量分数）,冶金性能良好的球团矿。探讨了添加剂Ｍ强化高硫磁铁精矿球团氧化固结的机理。     

含金多金属矿的分离工艺

通过对含金多金属矿石混合精矿的试验研究，采用先氰化后浮选的工艺流程，获得合质Ａｕ，Ａｇ及合格的Ｃｕ，Ｐｂ，Ｓ精矿。Ａｕ，Ｃｕ，Ｐｂ的回收率分别为９２．０９％，８８．８％，８７％。结果表明此工艺流程能够解决含金多金属混合精矿的有效分离问题。     

由龙头汪金矿硫精砂中综合回收金银铜的研究

研究探讨了从硫精矿中综合回收金银铜的途径．确定了最易实现工业化的浮选流程。在原硫精矿害Cu、Au、Ag、S分别为0．67%、5．01g／t、17．23g／t、35．17%的情况下，经氧化浮选后，可获得铜金精矿；βCu=15．59％．βAu=112g／t．βAg=210g／t，εCu=77．74%，εAu=40.72%，浮选尾矿中βs=35．42%，εs=97．31%，可作为硫精矿出售。     

某铜铁矿选矿工艺研究

主要针对某铜铁矿矿石性质,研究其选矿工艺流程,最终确定选铜回路采用浮选工艺流程,浮选药剂为石灰和丁基黄药;选铁回路采用磁选工艺流程方案。最终铜精矿品位为20.53%、回收率94.50%,铁精矿品位58.54%、回收率72.30%,获得了较好的试验指标。     

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。     

黑石山铜矿石浮选中抑制剂的研究

在浮选黑石山铜矿石中，使用CaO-YN-2代替CaO作抑制剂，不仅能有效抑制黄铁矿，得到优质铜精矿，而且使精矿中银的品位和回收率都得到上升．明显提高了矿产资源利用率．     

改进铜录山铜矿石浮选用药试验

使用不同药剂对铜录山铜矿石进行浮选试验，比较试验结果表明：使用WHL—C作调整剂，丁基黄药和乙基黄药作混合捕收剂，采用-粗-精-扫流程可以获得铜精矿品位23．1％，回收率95.45％的优良指标，证实了混合捕收剂和WHL—C对铜矿物具有优良的选择作用。     

提高汤丹4#矿体浮选技术指标的试验研究

针对汤丹公司选厂铜精矿品位逐月下降的情况,对2 038片区4#矿体铜矿石单独处理,并采用腐植酸钠抑制碳质进行小型试验和工业试验。小型试验和工业试验结果表明,分选比混选可以分别提高精矿品位4.75%和4.10%,同时提高选矿回收率3.22%和2.05%。     

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。     

高冰镍中铜镍分选的捕收剂研究

研究了丁黄药、乙黄药及丁黄和乙黄的混含用药对高冰镍中六方硫镍矿及辉铜矿的捕收性能，发现丁黄和乙黄的混合捕收剂是六方硫镍矿与辉铜矿分选的较好的选择性捕收剂，可降低浮选分离精矿中铜和镍的互含，并探讨了混合捕收剂的作用机理。     

难处理高结合率氧化铜矿选冶联合工艺研究

采用选冶联合工艺对含铜1.53％、氧化率47.06％、结合率21.57％的高结合率氧化铜矿进行回收.原矿的砂光片分析结果表明,矿石中大部分铜矿物嵌布粒度极细,多呈星点状和不均匀浸染状分布,与硅、钙、镁、铝等脉石共生严重,导致浮游性较差.针对该矿石的特点,研究了工艺参数及流程结构对指标的影响,确定了“三次粗选—粗精矿再磨—三次精选”的硫化浮选工艺流程,获得了含铜品位为23.43％、回收率为53.72％的铜精矿.对尾矿的形貌及矿物组成表征发现：铜矿物呈细粒浸染状或被硅酸盐矿物包裹,导致这部分铜损失在尾矿中.在最佳的酸浸工艺条件下,对浮选尾矿进行酸浸试验,获得了相对原矿的浸出率为33.21％的试验指标;铜综合回收率为86.93％.     

从难选金矿中回收金,铜

为了从多金属复杂难选金矿中综合回收金、铜等有价元素 ,采用氧化强化浮选工艺 ,在原矿 w(Cu) =1 .0 9%、w(Au) =3 .92 g/ t的情况下 ,充气氧化时间为 1 0 min时 ,可较好地实现铜硫分离 ,可获得铜品位1 5 .1 1 %、回收率 77.48%～ 77.72 % ,含金 3 6.3 5～ 3 8.42 g/ t、回收率 5 9.0 0 %～ 62 .3 5 %的合格铜精矿 .