云南某氧化铜矿浮选试验研究

某氧化铜矿实验室小型试验研究表明:采用新型药剂Pr2000作为浮选氧化铜的捕收剂,精矿中铜的回收率为75.54%,铜品位为13.98%,含银916g/t,银回收率为71.93%,该指标比较理想。     

刚果(金)KAMA氧化铜钴矿选矿试验研究

刚果(金)KAMA氧化铜钴矿具有氧化率高、泥化严重、云母及滑石含量大等特点,采用单一浮选工艺难以获得较好的选矿指标。依据原矿性质,试验制定了先浮云母、滑石等可浮性好的脉石矿物,后浮易选氧化矿,最后采用磁选回收难浮的含铜钴矿物的原则流程,对含铜2.56%,钴0.31%的原矿,小型选矿试验获得品位铜32.20%、钴1.45%,回收率铜53.98%、钴20.75%的浮选精矿和品位铜8.89%、钴1.39%,回收率铜29.44%、钴38.07%的磁选精矿,铜总回收率83.42%,钴总回收率58.81%。     

西藏某氧化铜矿石选铜试验

西藏某氧化铜矿石铜品位为4.32%,矿石性质复杂,氧化率高,易浮泥质碱性脉石矿物含量高。针对该矿石性质及选矿厂所在特殊地理环境的特点,对矿石进行了硫化浮选选铜试验。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占80%、以硫化钠+硫酸铵为调整剂,戊基黄药为铜矿物捕收剂的情况下,采用2粗3精3扫、中矿顺序返回流程处理,最终获得了铜品位为19.54%、铜回收率为79.21%的铜精矿。该工艺具有高效、环保的特点。     

云南某氧化铜矿石浮选试验

云南普洱某氧化铜矿石铜品位为3.346%,主要含铜矿物为辉铜矿、孔雀石、硅孔雀石等,脉石矿物主要为石英、方解石、长石等。为给该矿石的开发利用提供依据,进行了选矿试验研究。结果表明,在磨矿细度为-0.074mm占65.1%条件下,经硫化铜优先浮选,硫化铜浮选尾矿以Na2S为硫化剂、BK366为捕收剂经氧化铜1粗3精2扫浮选,可以获得铜品位为32.56%、作业回收率为61.56%的氧化铜精矿。BK366分子内部巯基基团与羧基基团的正协同作用增强了其捕收能力。     

某难选低品位氧化铜矿石水热硫化浮选试验

某低品位氧化铜矿石氧化率和结合率都很高且风化严重,采用常规硫化钠硫化浮选工艺难以有效分选。为此采用水热硫化浮选工艺对其进行处理,即在高压釜内利用硫磺的歧化反应生成的二价硫将氧化铜矿物硫化成硫化铜矿物,然后对硫化产物按硫化铜矿石浮选工艺进行选别。试验结果表明：水热硫化过程的适宜工艺条件为反应温度200 ℃、反应时间180 min、物料粒度-0.074 mm占90%、硫磺用量为理论量的1.4倍、液固比1.4。在此条件下获得的的硫化产物经浮选,铜精矿品位和回收率分别达到15.73%和71.49%,比常规硫化钠硫化浮选时分别提高4.28和38.73个百分点。     

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。     

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。     

某选铜尾矿中白钨回收试验研究

江西某选铜尾矿中含钨0.061%,钨品位低、嵌布粒度较细,属于典型的难选低品位白钨矿。针对该低品位白钨矿中有价金属钨难以有效回收的现状,进行了详细的试验研究。结果表明,常温下浮选,采用碳酸钠和水玻璃为调整剂,ZL-1+ZL_1为捕收剂,经过"磁选除铁-浮选脱硫-一粗一扫四精"工艺富集,可获得产率2.35%、WO3品位1.15%、WO3回收率为43.95%的钨粗精矿,为后续钨的回收提供了有利条件。     

刚果(金)某难选含碳硫化铜矿浮选探索试验研究

对刚果(金)某含碳硫化铜矿进行了浮选试验研究,考察了磨矿细度、浮选工艺、起泡剂种类及用量对含碳硫化铜矿浮选效果的影响。结果表明,抑碳-浮铜或者预先脱碳-浮铜工艺会降低铜精矿中回收率; 适当降低磨矿细度有利于降低生产成本; 浮选指标相近时,新型起泡剂GYG用量是2^#油用量的50%,以GYG为起泡剂,闭路试验可获得铜品位27.13%、回收率77.99%的铜精矿。     

刚果(金)某难选铜钴矿浮选试验研究

对刚果(金)某铜钴矿进行了浮选试验研究。采用先浮选硫化铜钴矿后硫化浮选氧化铜钴矿的工艺流程,当磨矿粒度为-0.075 mm粒级占80%,硫化矿浮选采用CMC作抑制剂,MB和Mac-12作捕收剂,氧化矿浮选采用硫氢化钠作硫化剂,MB和Mac-12作捕收剂时,可以有效回收矿石中的铜钴金属。全流程闭路试验可以得到含铜19.51%、含钴0.28%的硫化铜钴精矿以及含铜5.07%、含钴0.31%的氧化铜钴精矿,铜、钴总回收率分别达到89.63%和73.47%。     

刚果(金)某高碳酸盐氧化铜矿酸浸前浮选抛尾试验研究

为解决刚果(金)某高碳酸盐氧化铜矿原矿浸出酸耗高、浮选工业指标较差的问题,根据碳酸盐脉石与氧化铜矿物浮选性能差异,采用开路硫化浮选的方法对氧化铜矿物进行选择性富集和对耗酸碳酸盐脉石进行预先抛尾,再使用搅拌酸浸处理浮选粗精矿。结果表明,使用NaHS(1 050 g/t)对矿浆进行硫化,以戊黄药、Z-200和羟肟酸钠按4∶1∶1配合后的组合捕收剂(650 g/t)进行4次开路浮选,得到了铜品位8.16%的粗精矿,回收率达到了94.75%,而耗酸脉石的抛除率则超过80%。对粗精矿在常温常压下进行搅拌浸出,控制浸出过程pH=1.5,搅拌强度200 r/min,浸出2 h,浸出率可达89.75%。采用开路浮选-搅拌浸出联合工艺处理该矿石,在保证总回收率85.04%的情况下,浸出酸耗比原矿酸浸降低80%,搅拌浸出处理量仅为原矿浸出的20%左右,取得了良好的技术经济指标。     

从某氧化铜浮选尾矿中回收铜、钴的试验研究

为有效回收某氧化铜浮选尾矿中的铜钴矿物,在工艺矿物学研究的基础上,开展高梯度磁选试验,考察磁场强度等工艺参数对选别指标的影响,并开展浮-磁联合选矿试验,相比于单一浮选工艺,铜综合回收率达到了86.24%,提高了8.01%,钴综合回收率达到了86%,提高了23.70%。结合体视镜观察,对含铜6.56%,含钴0.36%的磁选精矿进行考察,明显可见磁选精矿中富集有假孔雀石、硅孔雀石、孔雀石以及含铜钴的硬锰矿,充分说明了浮选尾矿磁选作业对铜钴综合回收的效果。     

某铜尾矿中磷灰石的浮选回收试验研究

为综合回收四川某铜矿尾矿中的低品位难选磷灰石，研制了新型捕收剂ZP-02，通过单矿物试验证实了ZP-02比油酸及氧化石腊皂具有更强的捕收能力和更好的选择性，并确定了水玻璃是欲分离脉石矿物石英的有效抑制剂，适宜的矿浆pH值为10。在单矿物试验的基础上，对实际尾矿样进行浮选试验，获得了P20，品位为25．32％、回收率为69．87％的磷精矿，实现了该尾矿中磷灰石的有效分选。对ZP-02中表面活性剂的增溶增效机理和水玻璃对石英的抑制机理进行了分析。     

刚果（金）SODIMIKA表层氧化铜钴矿的工艺矿物学研究

为合理开发刚果（金）SODIMIKA表层氧化铜钴矿提供依据,对矿石开展了详细的工艺矿物学研究。结果表明∶① 矿石中主要可回收元素为Cu、Co,含量分别为2.15%、0.19%;铜主要以硅孔雀石中铜、自由氧化铜的形式存在,钴主要以氧化钴、硫化钴的形式存在。② 矿石中主要金属矿物为硅孔雀石、孔雀石、水钴矿、黑铜矿、磷铜矿、锰铜钴水合氧化物及赤（褐）铁矿等;脉石矿物主要为石英、白云母、绿泥石、滑石等。③ 矿石的结构类型主要为半自形—他形粒状结构、自形纤维状结构、鳞片状结构及胶状结构等;构造类型主要为块状构造,其次为角砾状构造及皮壳状构造等。④ 矿石中孔雀石、水钴矿均具不均匀中细粒嵌布的特征,而黑铜矿、磷铜矿、硅孔雀石及锰铜钴水合氧化物则属细粒嵌布。⑤ 铜矿物的产出形式主要为孔雀石、硅孔雀石、黑铜矿、磷铜矿、锰铜钴水合氧化物等,结合氧化铜矿物含量较高,且与褐铁矿共生现象严重;钴的独立矿物为水钴矿,且嵌布粒度微细,独立不规则粒状分布,与孔雀石复杂连生。推荐采用浮—磁联合工艺,浮选回收部分粗粒单体的自由氧化铜矿物,磁选回收比磁化系数较高的、与氧化铁锰紧密结合的铜钴。     

浮铜尾矿回收铁的试验研究

针对某铜矿山尾矿库堆存的尾矿,经过浮选处理后的浮选尾矿产品进行回收铁的试验研究。在工艺矿物学研究的基础上,采用弱磁选—强磁选—粗精矿再磨精选工艺流程,闭路试验获得了铁品位44.15%、铁回收率52.45%的铁精矿。     

贵州某铜尾矿铜金回收浮选试验

贵州某铜尾矿-200目含量为40.17%,主要金属矿物有黄铜矿、黄铁矿、磁黄铁矿、斑铜矿,并伴生有少量的金、银。黄铜矿与黄铁矿、磁黄铁矿等共生关系密切,呈细粒、微细粒不均匀嵌布,部分粒度极细,难以单体解离;金主要为裸露金和黄铜矿包裹金。为了高效开发利用该二次资源,进行了铜金综合浮选回收试验。结果表明,在磨矿细度为-200目占80%的情况下采用1粗2精2扫、精矿2再磨至-325目占85%后2次精选、中矿顺序返回流程处理该试样,最终获得了铜、金、银品位分别为13.05%、18.75 g/t、229.62 g/t,铜、金、银回收率分别为58.70%、56.66%、43.72%的铜金精矿。     

刚果（金）某细粒复杂铜矿石浮选试验

刚果（金）某细粒复杂铜矿石铜品位为2.69%,主要铜矿物为斑铜矿,大部分以细粒及微细粒不规则状嵌生在脉石矿物中,黄铜矿、孔雀石少量。矿石中次生硫化铜、原生硫化铜和氧化铜分别占总铜的76.21%、13.38%和7.43%。为确定该矿石资源的高效开发利用方案,进行了选矿试验。研究结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占85.86%的情况下,以BKD-1为捕收剂、Na₂S为氧化铜矿物的活化剂、碳酸钠为矿浆pH调整剂,采用3粗2精2扫、扫选精矿合并1次扫精选流程处理,获得了铜品位为38.52%、铜回收率为97.52%的铜精矿。     

氰化渣中铜铅的浮选回收试验研究

氰化渣中含有多种有价金属,但渣中有价金属的回收一直是黄金行业的难题。以山东某黄金企业的氰化渣为研究对象,通过分离浮选试验研究,确定了氰化渣中铜铅浮选回收的最佳工艺流程和药剂制度。最终闭路试验得到了铅品位66.48%、铅回收率89.91%的铅精矿和铜品位15.51%、铜回收率69.09%的铜精矿,实现了该氰化渣中铅铜的分离回收。     

调军台选矿厂浮选尾矿再选试验研究

由于现阶段国内、外铁矿资源紧张,本着资源充分开发利用的原则,针对调军台选厂浮选尾矿的性质,在实验室进行了强磁抛尾,强磁精再磨,弱磁反浮选试验,取得入选尾矿品位15．15％,终精品位66．70％,产率4．47％,回收率19．68％的指标。