旋流器脱泥优化某高泥氧化铜矿石的回收效果研究

某高泥氧化铜矿石铜品位为4.26%，主要铜矿物为孔雀石，其次是辉铜矿、硅孔雀石和斜硅铜矿，脉石矿物主要为泥质粉砂岩、石英粉砂、绢云母、绿泥石等。针对氧化铜矿石浮选中矿泥会恶化浮选过程，大量消耗浮选药剂，影响浮选指标的问题，对磨矿细度为-0.074 mm占64.04%的矿石（-0.010 mm占14.05%）优先选出硫化铜矿物后的产品进行了直接硫化浮选和旋流器机械脱泥后的浮选试验。结果表明，用旋流器脱出的产率为12.64%、铜品位为4.82%的细泥采用浸出工艺处理，铜浸出率达95.26%；产率为87.36%、铜品位为3.32%的沉砂采用硫化浮选流程处理，可获得铜品位为24.75%、铜回收率为67.47%的铜精矿，铜综合回收率为84.01%；而直接硫化浮选仅获得铜品位为19.79%、铜回收率为75.09%的铜精矿，尾矿铜品位高达1.02%。与高泥氧化铜矿石的直接浮选相比，脱泥浮选工艺更加平稳、可控，铜回收指标更理想，浮选药剂用量更低，是一种较有发展前景的工艺形式。     

刚果（金）某高泥高氧化率铜矿石选矿试验

铜品位为3.70%的刚果（金）某高泥氧化型铜矿石的氧化率达75.81%,主要铜矿物为孔雀石,其次为硅孔雀石、辉铜矿等。为了确定该矿石的合适选矿工艺流程,进行了选矿试验。结果表明：矿石在磨矿细度为-74 μm占70%的情况下采用1次浮选脱泥、2粗2精2扫硫化浮选工艺处理,可获得铜品位为26.82%、铜回收率为72.48%的铜精矿;以硅孔雀石为主要含铜矿物的浮选尾矿采用摇瓶酸浸工艺处理,在硫酸用量为100 kg/t、液固比为3∶1、浸出时间为2 h的情况下,铜作业浸出率可达86.84%;浮选+酸浸工艺的总铜回收率为96.38%。     

分级再磨方式对某铜尾矿再选指标的影响

内蒙古某铜尾矿含铜0.14%左右,具有再利用价值,但尾矿含泥较多,铜的再选难度较大。针对该问题,重点研究了分级再磨方式对尾矿铜再选的影响,对比了“直接浮选”、“再磨浮选”、“预先分级—粗粒再磨—合并浮选”和“预先分级脱泥—再磨浮选”等再选方案,发现再磨可以实现铜矿物的有效解离,大幅提升铜精矿的品位和作业回收率;预先脱泥可大幅提升铜精矿品位,有效改善铜浮选的作业指标。因此,确定最佳的再选方案为“预先分级脱泥—再磨浮选”,该方案获得的工艺指标最优,在给矿铜品位为0.139%的条件下,可获得铜品位和回收率分别为13.04%和44.73%的铜精矿。     

旋流器脱泥优化某高泥氧化铜矿石的回收效果研究

某高泥氧化铜矿石铜品位为4.26%，主要铜矿物为孔雀石，其次是辉铜矿、硅孔雀石和斜硅铜矿，脉石矿物主要为泥质粉砂岩、石英粉砂、绢云母、绿泥石等。针对氧化铜矿石浮选中矿泥会恶化浮选过程，大量消耗浮选药剂，影响浮选指标的问题，对磨矿细度为-0.074 mm占64.04%的矿石（-0.010 mm占14.05%）优先选出硫化铜矿物后的产品进行了直接硫化浮选和旋流器机械脱泥后的浮选试验。结果表明，用旋流器脱出的产率为12.64%、铜品位为4.82%的细泥采用浸出工艺处理，铜浸出率达95.26%；产率为87.36%、铜品位为3.32%的沉砂采用硫化浮选流程处理，可获得铜品位为24.75%、铜回收率为67.47%的铜精矿，铜综合回收率为84.01%；而直接硫化浮选仅获得铜品位为19.79%、铜回收率为75.09%的铜精矿，尾矿铜品位高达1.02%。与高泥氧化铜矿石的直接浮选相比，脱泥浮选工艺更加平稳、可控，铜回收指标更理想，浮选药剂用量更低，是一种较有发展前景的工艺形式。     

刚果（金）某难选氧化铜钴矿选矿工艺研究

针对刚果（金）某难选氧化铜钴矿高氧化率、高结合率、泥化严重、有害杂质钙镁含量高的特点,制定了不经脱泥,先浮选硫化铜钴矿、后硫化浮选氧化铜钴矿的原则流程,对易给氧化铜钴矿闭路选别带来中矿累积的微细粒中矿制定了选冶联合处理工艺。对含铜3.10%的原矿,采用最终闭路试验流程处理,获得了铜品位31.52%、回收率33.25%的硫化矿精矿和铜品位23.76%、回收率47.14%的氧化矿精矿,稀硫酸浸出中矿,可以回收6.64%的铜,总铜回收率达到87.03%,同时回收53.96%的伴生金属钴。     

某玄武岩型难选氧化铜矿浮选-浸出联合工艺研究

采用浮选?浸出工艺处理含铜0.94%的玄武岩型氧化铜矿,该铜矿物氧化率高,嵌布粒度较细,属于低品位难选氧化铜。通过硫化浮选法回收部分氧化铜矿及硫化铜矿,可得到品位为16.2%,回收率为50.7%的浮选铜精矿,通过硫酸浸出法回收浮选尾矿中的细粒级铜矿物,浸出率达87%,此浮选-浸出工艺实现了铜矿物的有效回收。     

预先磁选工艺对某铜矿石浮选的影响

对某铜品位为0.96%的单一铜矿石,为进一步提高铜矿物的回收率,在原矿含有少量磁性铁矿物时,对磨矿产品增加预先磁选工艺,预先磁选后获得磁选精矿经过磨矿选铁,尾矿浮选选铜试验表明,较直接浮选可获得更高回收率的铜精矿。原矿经磨矿至-0.076 mm占65%,在磁场强度为716.56k A/m时预先磁选后获得磁选精矿经过再磨选铁,预选尾矿和弱磁选尾矿混合后浮选选铜试验,可获得产率为4.53%、铜含量为18.86%,铜回收率为90.87%的铜精矿。相对原矿磨矿直接浮选指标铜精矿产率提高0.03个百分点,铜品位提高0.50个百分点,铜回收率提高3.94个百分点。     

澳大利亚某锂辉石矿预先脱泥——浮选试验研究

澳大利亚某进口锂辉石矿含有较多的矿泥,对浮选作业产生不利影响,试验采用水力沉降法、浮选法等不同方法对锂辉石矿进行预先脱泥,考察了不同方法的脱泥效果及对后续锂辉石浮选的影响。研究发现以十二烷基硫酸钠作为浮选药剂对锂辉石矿进行浮选脱泥取得了最佳的脱泥效果,脱除的矿泥量大、含锂品位低、矿泥中锂的损失小,脱泥后再浮选锂辉石,获得的锂辉石粗精矿品位有了很大程度的提高。预先脱泥后的锂辉石矿经过一次粗选两次精选三次扫选的浮选流程,可获得良好的选矿指标。闭路试验表明,该进口锂辉石矿原矿Li_2O含量为1.42%,经预先脱泥—浮选锂辉石选别流程处理后,获得的锂辉石精矿Li_2O品位为5.83%,Li_2O回收率为78.54%。     

预先分级联合选别提高某低品位铜矿金属回收率试验

某大型低品位金铜矿山较高品位铜矿石选用浮选工艺进行富集,低品位铜矿石则利用生物堆浸工艺生产阴极铜,该矿山生物堆场随着堆高的增加,酸铁不断浸出、铜浸出率下降。针对该生物堆浸低品位铜矿石,采用预先分级、选冶联合工艺,并对原有堆浸工艺进行优化,2 mm筛上产品柱浸试验浸出率为75.22%,比原工艺流程浸出率提高了5.08个百分点,铁累积浸出率同比下降了2.75个百分点。-2 mm产品通过浮选工艺最终可获得含铜20.20%、回收率87.21%,伴生金品位3.6 g/t、金回收率58.74%,伴生银品位83.7 g/t、银回收率为68.28%的铜精矿,以及含硫47.12%,回收率33.00%的硫精矿。预先分级、选冶联合工艺铜综合回收率为79.55%,较原生物浸出工艺铜浸出率69.14%提高10.41个百分点,并伴生回收贵金属金、银及副产品硫精矿,使用该工艺可增加利润约1.16亿元。工艺改造后不仅可提高资源利用率,产生较大的经济效益,还可降低酸铁的浸出,大大降低环保处理成本。     

河南某低品位难选滑石型钼矿选矿试验研究

针对河南某低品位难选滑石型钼矿，通过预先脱泥的工艺，将部分泥化滑石脱除再进行浮选，在原矿样钼品位为0.102%，滑石含量15.21%的条件下，经过两段预先脱泥，一段粗选三段粗扫选，五段精选三段精扫选，全流程闭路试验可获得钼精矿品位45.130%，钼回收率为74.96%的优良指标。     

某氧硫混合铜钼矿选-冶联合工艺试验研究

云南某氧硫混合铜钼矿含铜0.328%,含钼0.275%,其中钼氧化率为48%。通过研究,采用优先混合浮选硫化铜钼矿,铜钼混合精矿分离得含铜21.10%的铜精矿和含钼47.50%的钼精矿,混选尾矿用碳酸钠调浆活化后进行浮选,钼的回收率可达到42.09%,但含钼只有0.526%。对浮选出的氧化钼粗精矿用碳酸钠加温浸出,浸出率可达到88.22%,浸出液可进一步加工生产工业用钼酸钙。使用该选-治联合工艺,铜的回收率为70.13%,钼的总回收率可达到76.86%。推荐的选冶联合工艺是回收该氧硫混合铜钼矿的一条有效途径,具有较好的利润前景。     

国外某含蛇纹石绿泥石微细粒难选金矿石选矿试验

国外某金矿主要有价元素为金、铜,银达到综合利用标准.脉石矿物中蛇纹石、绿泥石含量较高,导致现场浮选精矿的金品位不高,尾矿含金1.8～2.0 g/t.为优化现有浮选工艺流程及药剂制度,基于矿石性质,采用浮选—浸出工艺进行金矿提纯研究.结果表明:①试样在磨矿细度为-0.074 mm占90％、六偏磷酸钠用量为2500 g/t...     

难处理混合铜矿选冶联合试验研究

以难处理混合铜矿为研究对象,该矿石铜氧化率和结合率分别为76.92％和39.16％,因为结合率较高,所以极难选别,单一的浮选法或者浸出法无法最大化地回收铜资源,采用浮选-浸出选冶联合法可以对铜资源高效回收.浮选作业采用一粗一扫一精的闭路试验流程,当磨矿细度为-74μm占80％,硫化钠用量为400 g/t,丁基黄药用量为...     

活化剂DZ-602在某氧化铜矿选矿试验中的应用

介绍西藏某氧化铜矿的矿物组成及矿石性质。针对原矿性质,进行了相应的浸出试验和浮选试验。在浮选流程中,选用高效活化剂DZ-602配合硫化钠组合使用,以增加氧化铜矿物表面的疏水性,取得了很好的选别效果。闭路试验指标为,铜精矿品位17.13%,铜精矿回收率69.21%,铜精矿含银1822g/t。     

赞比亚某铜钴矿浮选回水回用试验研究

以赞比亚某铜钴矿为研究对象,针对铜钴矿浮选回水回用导致铜钴难以有效分离的问题,本文研究了抑制剂对钴矿物的选择性抑制和活化剂对钴矿物的活化作用。采用“一粗、一扫、三精”优先选铜,选铜尾矿采用“一粗、一扫、两精”再选钴的优先浮选工艺,可得到铜品位为31.76%、回收率为94.03%的铜精矿,钴品位为3.25%、回收率为55.29%的钴精矿。本研究可以较好地解决浮选回水回用恶化铜钴分离的问题,实现铜钴的综合回收,为同类型铜钴矿浮选回水回用提供重要技术支撑。     

内蒙古某铅锌矿石铜铅分离试验研究

内蒙古某铅锌矿石除含铅、锌外,还含有银、少量的铜等伴生有价金属,其中原矿中含铜量为0.13%。为降低铅精矿的含铜量,产出合格铜精矿,综合提高铜铅利用价值,对铜铅混合浮选和铜铅分离工艺进行小型试验研究。研究结果表明,采用铜铅混合浮选—抑铅浮铜—混合浮选尾矿选锌流程可以较好的实现铜铅分离,铜铅混合浮选闭路试验获得铜铅混合精矿含铅品位42.65%、铅回收率72.45%,含铜品位3.64%,铜回收率75.23%。铜铅分离闭路试验获得铅精矿品位46.37%、铅回收率98.80%,铜精矿品位24.59%、铜回收率90.71%,为综合回收某铅锌矿中伴生低品位铜提供了技术依据。     

某难选氧化铜矿分步优先浮选和中矿处理工艺研究

某难选氧化铜矿石氧化率和结合率高,原矿品位低,选别指标不理想。为了提高铜精矿指标,提出了分步优先浮选工艺流程方案。比较了中矿不磨、再磨再选和中矿浸出三种方案,其中以中矿浸出效果最好。新工艺的特点是,采用分步优先浮选可尽早回收易选的硫化铜和氧化铜,又可防止过磨;铜精矿品位达26.35%,回收率达70%。