德钦羊拉硫化铜矿石选矿工艺流程研究

对德钦羊拉嵌布复杂的硫化铜矿石进行选矿工艺流程试验。多方案比较后确定采用粗磨选择性浮选-中矿再磨流程,连续浮选试验获得铜精矿品位20．18％,回收率78．64％。造成金属损失的主要原因是矿石氧化率偏高,部分硫化矿物嵌布极细,磨矿不够细。     

安徽某贫磁铁矿石选矿试验研究

为了确定安徽某贫磁铁矿石的高效开发利用工艺,进行了选矿试验。结果表明：①30～0 mm原矿在单位压力45 N/mm2下开路辊磨,F50/P50值为46。②矿石采用高压辊磨机闭路辊磨—湿式中场强磁选抛尾—2阶段磨矿（一段磨矿-200目占50%、二段磨矿-200目占85%）弱磁选—筛分—筛上再磨（-200目占85%）弱磁选、筛下直接弱磁选流程处理,30～0 mm原矿辊磨至335～0 mm所对应流程的精矿铁品位为6542%、铁回收率为7293%、磁性铁回收率为9699%;50～0 mm原矿辊磨至6～0 mm所对应流程的精矿铁品位为6521%、铁回收率为7333%、磁性铁回收率为9707%。     

江西某低品位次生蓝辉铜矿石选矿试验

江西某蓝辉铜矿石铜品位为0.30%,原生硫化铜仅占总铜的6.67%,次生硫化铜占总铜的80.00%,主要铜矿物蓝辉铜矿多以不规则粒状集合体形式充填在脉石或黄铁矿粒间,大部分易与黄铁矿解离,细粒蓝辉铜矿与黄铁矿不易单体解离。为高效回收该铜矿资源,进行了选矿试验研究。结果表明,矿石在磨矿细度为-200目占70%的情况下,采用1粗2精1扫铜硫混浮、混浮精矿1粗2精1扫铜硫分离、铜硫分离精选1尾矿和扫选精矿合并再磨至-325目占85%后再返回,其余中矿直接顺序返回流程处理,最终可获得铜品位为20.29%、含硫42.97%、铜回收率为71.02%的铜精矿,以及硫品位为37.42%、含铜0.28%、硫回收率为80.04%的硫精矿,较好地实现了铜和硫的回收。     

新疆某硫化铜矿选矿试验

根据矿石性质,新疆某硫化铜矿含有有价元素铜、硫,可通过浮选进行回收。为此,进行了铜硫混合—分离浮选流程试验,在磨矿细度-0.074 mm占60%,调整剂为水玻璃且用量为350 g/t,捕收剂为Z-200且分段用量为(35+25)g/t,石灰用量为2 000～3 000 g/t的条件下,经1粗2扫2次精选得铜硫精矿,再进行1粗1扫2次精选铜硫分离得到了铜品位为23.55%、回收率为93.76%的铜精矿和硫品位为38.84%、回收率为52.37%的硫精矿,试验技术指标理想。     

国外某复杂硫化铜矿选矿试验研究

以国外某复杂硫化铜矿为研究对象,采用单选铜—浮选粗精矿再磨的工艺流程,探究了不同因素对浮选效果的影响,获得了较好的浮选指标。试验结果：以丁基铵黑药和Z200作为捕收剂和起泡剂,在浮选体系中加入氧化钙,调节溶液的pH值和抑制杂质离子,经过浮选全闭路流程,获得了产率为11.24%、综合品位为22.92%、综合回收率为94.78%的铜精矿,具有较好的经济技术指标,为以后的铜资源开发和利用提供了试验依据。     

高硫铜矿石分步优先浮选中矿再磨再选工艺研究及探讨

铜山铜矿原矿性质发生较大变化 ,含硫大幅度增高 ,现有选矿工艺流程已难以适应。根据试验结果 ,提出分步优先浮选、中矿再磨再选的工艺流程改进方案。新工艺流程的特点是 ,在适度碱性条件下 ,采取了优先浮选和等可浮浮选相结合的分步选别工艺 ,既防止了不同硫化铜矿物的过磨和欠磨 ,保证铜的早收多收 ,又避免了大量硫在选铜回路中反复循环 ,做到早丢快丢 ,比较好地适应了原矿性质 ,取得较为满意的选别指标 ,实现了高硫铜矿石低药耗选别分离。     

某难选硫化铅锌矿选矿试验

针对某难选硫化铅锌矿矿物之间及与脉石之间呈粗中细不均匀嵌布不易单体解离、矿石中的碳质及次生矿泥严重干扰浮选过程且油药耗量大、矿石中的硫铁矿易浮影响锌精矿品位的提高等问题,进行了优先浮选-锌中矿集中再磨工艺流程试验。试验最终获得了铅精矿品位为65.81%、含锌3.31%、铅回收率为77.21%,锌精矿品位为52.96%、含铅0.99%、锌回收率为90.43%的较好的铅、锌精矿指标。     

某高硫难选铜矿石选矿试验研究

针对某高硫铜矿石、铜矿物嵌布粒度较细、硫矿物嵌布粒度较粗,铜矿物与白铁矿、黄铁矿等矿物共生关系密切等特点,采用混合浮选、混合精矿活性炭脱药分离、中矿再磨再选的分步选别工艺,取得了良好的选别指标。闭路试验获得了铜精矿铜品位为18.36%,铜回收率为91.29%;硫精矿硫品位为36.78%,硫回收率为86.60%的选别指标,铜精矿中金、银含量分别为4.39g/t和22.62g/t,达到了计价标准。     

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。     

某低品位次生硫化铜矿生物柱浸试验

传统选冶提铜工艺因成本高、经济效益差和资源利用率低等缺点制约其难于处理低品位硫化铜矿,生物浸出技术是处理低品位硫化铜矿的有效方法,对提高我国铜资源开发利用率、缓解我国优质铜矿供需矛盾突出和提升铜矿资源的服务保障年限具有重要的意义。本文采用生物提铜萃余液对某低品位次生硫化铜矿柱浸180d,尾渣铜品位由0.23%降低至0.064%,铜浸出率为72.17%。     

新疆某铜镍硫化矿铜镍回收试验

新疆某铜镍硫化矿石为矿物分布不均匀、粒度粗细不等、镶嵌关系复杂、并伴生有金的低品位原生铜镍硫化矿石。为高效回收矿石中的铜、镍,采用铜镍混浮再分离流程对该矿石进行了选矿试验研究。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占70%的情况下,采用1粗1扫3精铜镍混浮、1粗1扫2精铜镍分离、中矿顺序返回流程处理该矿石,最终获得了铜品位为22.36%、铜回收率为65.33%、含金115.00 g/t、金回收率为63.94%的铜精矿和镍品位为6.11%、镍回收率为71.25%的镍精矿。     

某硫化铜金矿选矿试验研究

某硫化铜金矿原矿Cu和Au品位分别为3.27%和2.35 g/t, 针对铜的赋存状态及粒度嵌布特点, 进行了浮选工艺研究。确定了最佳试验条件为: 磨矿粒度为-0.074 mm粒级占70%, pH=8.5, 采用BY-309与B-5050组合作捕收剂, 用量分别为110 g/t和55 g/t, 一粗三精三扫闭路试验获得了含Cu 18.87%、Au 13.587 g/t的铜金混合精矿, 铜、金回收率分别达到了92.70%与89.53%, 实现了硫化铜金矿综合高效回收。     

云南某铜铅硫化矿石选矿试验

云南某低品位铜铅硫化矿石铜、铅品位分别为0.54%和2.12%。为确定铜、铅选矿工艺,采用铜铅混浮再分离的原则流程进行了选矿试验。结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm占75.40%的情况下,采用1粗1扫2精铜铅混合浮选、1粗2扫3精铜铅分离流程处理矿石,可获得铜品位为25.32%、含铅7.96%、铜回收率为82.06%的铜精矿,铅品位为58.36%、含铜0.73%、铅回收率为85.61%的铅精矿。     

新疆某低品位铜铅锌多金属硫化矿选矿试验研究

新疆某低品位铜铅锌多金属硫化矿为难选矿,原矿品位低:铜0.11%、铅1.45%、锌1.59%,矿石结构复杂,铜、铅、锌矿交代共生关系密切。针对该矿石特点,采用铜、铅部分混合浮选,浮选铜铅精矿使用新型无氰、无铬、无污染的抑制剂TZ-12抑铜浮铅,使铅、锌、铜得到最大限度的回收,获得铅精矿含铅57.46%、铅回收率85.59%,锌精矿含锌41.05%、锌回收率67.28%的良好效果。     

新疆某混合铜矿石选矿试验

新疆某铜矿石铜品位为1.45%,属于氧化-硫化混合型铜矿石。对该矿石进行了磨选工艺技术条件研究。结果表明,矿石在磨矿细度为-200目占65%情况下,经硫化钠硫化,采用1粗3精2扫、中矿顺序返回流程处理,可获得铜品位为24.98%、回收率为83.58%的铜精矿。     

四川某硫化铜矿浮选新药剂试验研究

针对四川某铜矿石采用常规丁基黄药为捕收剂, 石灰、硫酸锌为调整剂进行铜矿浮选时生产指标不理想的情况, 探索了新型浮选药剂DF-9(1)为捕收剂、DF-y90为起泡剂对该铜矿浮选的可行性, 并与传统浮选药剂的浮选效果进行了对比。结果表明, 采用新型浮选药剂经一粗一扫二精闭路流程试验, 最终获得了铜品位23.35%、铜回收率95.19%的较好指标, 比选矿厂使用常规药剂时铜品位提高1.35个百分点, 铜回收率提高2.19个百分点, 生产上使用该新药剂, 能为企业创造好的经济效益和社会效益。     

云南某难选铜锌硫化矿石选矿试验

云南某铜锌硫化矿石铜品位为0.16%、锌品位为4.43%,铜、锌均主要以硫化物形式存在,氧化程度较低。为给该矿石开发利用提供依据,对其进行了浮选试验研究。结果表明,在磨矿细度为-74 μm占78%条件下,以OL-ⅡA为捕收剂经1粗3精2扫铜优先浮选（一段铜精选精矿再磨至-38 μm占94%再进行二段铜精选）,选铜尾矿以X-43为活化剂、丁黄药为捕收剂经1粗4精2扫流程选锌（一段锌精选精矿再磨至-45 μm占91%再进行二段锌精选）,获得了铜精矿铜品位18.52%、回收率53.89%,锌精矿锌品位47.10%、回收率88.74%的分选指标,试验结果可以为该矿石开发利用提供依据。     

新疆某低品位钼矿石高效利用选矿试验

新疆某低品位钼矿石钼品位仅0.076%。矿石中除钼外,还伴生含量为0.033%的铜和含量为1.232%的硫。虽然钼、铜、硫主要以辉铜矿、黄铜矿、黄铁矿形式存在,但它们共生关系密切,分离困难。根据矿石性质开展综合回收钼、铜、硫的选矿试验,首先将原矿粗磨至-0.074 mm占85%后进行钼铜硫的混合浮选,然后将钼铜硫混合精矿细磨至-0.043 mm占95%后进行钼铜与硫的分离浮选,最后对钼铜混合精矿进行钼与铜的分离浮选,并在钼铜硫混合浮选过程中使用新型捕收剂GZW101和新型抑制剂GTS、在钼铜分离浮选过程中使用新型抑制剂GLN,最终获得了钼品位为47.03%、钼回收率为73.20%的钼精矿以及铜品位为14.89%、铜回收率为77.26%的铜精矿和硫品位为54.26%、硫回收率为88.94%的硫精矿,从而为该矿石的高效利用提供了依据。     

江西某铜选矿厂选铜工艺优化

江西某大型铜矿山受入选矿石嵌布粒度变细、嵌布关系变复杂、铜氧化率升高的影响,选矿生产指标不断下滑。为解决现场工艺流程的不适应问题,按较粗磨矿细度下部分优先浮铜-铜硫浮选-铜硫混合产品再磨后分离流程进行了选矿试验。结果表明,在一段磨矿细度为-0.074 mm占68%的情况下,采用1粗1精快速优先浮铜、1粗1扫铜硫混浮、优先浮铜中矿与混浮粗精矿合并再磨至-0.074 mm占98.07%后,再1粗1精1扫铜硫分离、铜硫分离中矿集中返回再磨的闭路流程处理该矿石,最终获得了铜品位为22.79%、铜回收率为86.04%的铜精矿,以及硫品位为43.86%、回收率为58.73%的硫精矿。该铜精矿品位和回收率较现场生产指标分别提高了1.46、3.60个百分点,指标改善显著。