从钨重选粗精矿中浮选回收铜铋试验

粤北某高硫伴生铜、铋的钨矿选矿厂采用枱浮从重选钨粗精矿中回收硫化矿物，再采用抑铋浮铜—重选选铋工艺从硫化矿混合精矿中分离回收铜铋，不仅铜、铋回收率低，且铜精矿含铋高。为解决铜、铋的高效分离与回收问题，以现场重选钨粗精矿为试样，进行了铜、铋分离与回收试验。结果表明：WO₃、Cu、Bi、Ag品位分别为13.66%、3.32%、1.93%和308.50 g/t，主要铜矿物为黄铜矿和辉铜矿，主要铋矿物为辉铋矿，有用矿物粒度主要为0.64~0.04 mm，黑钨矿、白钨矿、黄铁矿嵌布粒度略粗，黄铜矿、辉铋矿粒度略细的试样，在棒磨至-0.2 mm的情况下，以石灰为调整剂、SY为铋抑制剂、Z-200为捕收剂1粗1精2扫流程抑铋浮铜，以GYC-1为铋活化剂、丁基黄药为铋捕收剂1粗2精2扫流程活化浮铋，最终获得铜品位为19.01%、铜回收率为93.51%、含铋0.81%的铜精矿，以及铋品位为21.39%、铋回收率为78.61%、含铜0.63%的铋精矿，与现场生产指标相比，铜精矿铜品位、铜回收率分别提高了10.48和9.19个百分点，含铋下降了1.85个百分点；铋精矿铋品位下降了5.23个百分点、铋回收率提高了33.25个百分点，含铜下降了1.68个百分点，较好地实现了铜、铋的分离与回收。     

行洛坑钨矿伴生钼铜铋浮选分离新工艺研究

为提高宁化行洛坑钨矿伴生钼铜铋硫化矿的浮选分离指标,采用优先浮钼-铜铋混浮-铜铋分离-铋粗精矿再浸出收铋新工艺进行了试验研究,获得了钼品位为45.37%、钼回收率为90.46%的钼精矿,铜品位为23.01%、铜回收率为91.03%的铜精矿及铋品位为62.37%、铋回收率为60.09%的铋精矿。与现场原来采用的钼铜铋依次优先浮选工艺相比,试验新工艺使钼精矿钼回收率提高了4个百分点以上、铜精矿铜回收率提高了8个百分点以上、铋精矿铋回收率提高了52个百分点以上,效果显著。     

福建某钨矿伴生硫化矿钼铜铋分离试验研究

福建某钨矿采用重选方法回收,所得重选毛砂采用混合浮选方法脱除伴生的硫化矿,产出合格钨精矿;而脱除出来的伴生硫化矿含Mo 2.20%、Cu 2.59%、Bi 1.22%、S 40.31%,有用组分多、性质复杂、药剂残留多,分离难度大。长期以来,该矿采用钼浮选-铜浮选-铋重选工艺回收其中的钼、铜和铋,金属互含高、品位和回收率低。为了充分利用该钨矿伴生硫化矿资源,进行了详细的选矿试验研究,最终采用钼浮选-铜浮选-铋浮选工艺流程,其中钼使用硫化钠抑制后加煤油选钼、铜采用石灰抑制后用TL-1捕收剂选铜、铋采用硫酸铝活化后用乙硫氮选铋,可大幅度提高钼、铜和铋的回收率,其闭路试验指标为：钼精矿含Mo 50.16%、回收率94.48%,铜精矿含Cu 20.49%、回收率90.08%,铋精矿含Bi 20.29%、回收率59.59%。该工艺可实现钨矿伴生硫化矿钼铜铋的高效分离,提高硫化矿资源综合利用率。     

江西某多金属矿中铜钨资源的综合回收

江西某铜钨多金属矿石含铜 0.72%、含 WO3 0.11%,具有较高的开发利用价值,为了实现该多金属矿中 铜、钨资源的综合回收,对该矿石进行了详细的工艺矿物学和选矿试验研究。结果表明,该多金属矿中矿物种类较 为复杂,白钨矿、黄铜矿嵌布粒度以中细粒为主,单体解离度良好,硫化矿物和钨矿物的相互关系不是十分密切。针 对该矿物特点,采用“铜硫硫化矿混浮—硫化矿浮选尾矿浮白钨矿”的流程,在磨矿细度为-0.074 mm 占 78% 条件 下,以丁基黄药为铜硫混合浮选捕收剂,经 1粗 1扫铜硫浮选,铜硫混合粗精矿以石灰为 pH 调整剂经 1粗 1精 1扫铜 硫分离浮选,铜硫浮选尾矿以碳酸钠为调整剂、水玻璃为抑制剂、硝酸铅为活化剂、GYB+GYR为钨矿物混合捕收剂, 经 1 粗 1 扫粗选,所得钨粗精矿再磨至-0.045 mm 占 85%,进行 4 次精选,闭路试验获得了含铜 24.78%、含金 0.40 g/t、 含银 1 000.00 g/t,铜回收率 90.02% 的铜精矿,以及 WO3品位 35.32%、WO3回收率 65.25% 的钨精矿,实现了有价金属 的综合回收,为该铜钨资源的开发利用提供了技术依据。     

广西某钨铜钼铋多金属矿选矿试验研究

广西某钨铜钼铋复杂多金属硫化矿矿床,矿石性质复杂,矿物种类较多。原矿中金属品位较低,铜0.41%、钼0.041%、铋0.049%、WO_3 0.35%,铜钼铋钨均达到了工业回收价值,故可以综合回收。针对原矿性质复杂的特性,试验拟采用浮选—重选流程,因考虑原矿品位较低,可回收的元素种类多,为了最大程度提高资源综合利用率,同时从试验操作的可控性考虑,故采用混合浮选,得到铜钼铋硫混合精矿—硫化矿分离—混合浮选尾矿重选回收钨的工艺流程。铜铋分离过程中使用水玻璃为抑制剂,乙硫氮为捕收剂,并获得良好的分离指标。混浮尾矿使用云锡摇床重选回收钨,重选流程为一次粗选、一次精选、一次扫选,最终获得钨精矿品位为WO_3 56.01%的指标。     

从云南某硫精矿中回收铜铋的选矿试验

云南某硫精矿含铜0.76%、含铋1.77%;铜主要赋存于黄铜矿中,铋主要以辉铋矿、辉铅铋矿、铋华和自然铋等形式存在;含铜矿物主要以连生体形式存在于粗粒级中,含铋矿物多以微细粒单体形式存在于微细粒级中。为回收该硫精矿中的铜、铋元素,进行了选矿试验研究。结果表明:以0.043 mm为分级粒度进行分级,粗粒级磨细至-0.074 mm占81%,以石灰为抑制剂、ZA为铜捕收剂,经1粗2精2扫闭路浮选,获得了铜品位为18.29%,作业回收率为87.79%,对硫精矿回收率为70.88%,含铋0.47%的铜精矿;细粒级在盐酸浓度为3 mol/L、氯化钠用量为100 kg/t、BJ用量为150 kg/t、液固比为3条件下常温浸出2.5 h,获得了铋浸出率为95.54%、对硫精矿回收率为90.04%,浸渣铋品位为0.13%的指标。     

采用重-浮联合流程分离辉铋矿和黄铜矿的试验研究

对广东某地多金属硫化矿浮选的铋、铜、硫混合精矿进行了分离试验研究, 采用重-浮联合流程分离辉铋矿和黄铜矿, 获得了比较理想的指标: 铋精矿品位25.89%, 回收率87.62%; 铜精矿品位20.17%, 回收率95.76%。     

极低品位微细粒自然铋的浮选工艺研究

对云南个旧某极低品位微细粒自然铋进行了浮选工艺研究。根据试样中自然铋品位极低且嵌布粒度微细的特点, 采用硫化矿混浮-粗精矿抑硫浮铋铜-铋铜分离的全浮选工艺流程, 最终获得了含铜18.66%、回收率33.27%的铜精矿和含铋21.70%、回收率44.37%的自然铋精矿。结果表明, 浮选药剂GYZM是自然铋的选择性抑制剂。     

某高硫多金属白钨矿脱硫产品分离浮选试验

某富含钼、铜、铋、硫的白钨矿脱硫产品具有粒度粗细不均、嵌布关系复杂、有用矿物被强捕收剂MB作用的特点。以活性炭脱药、LTN与LTZ组合抑铜铋硫浮钼为核心技术,按优先浮钼-铜铋混浮再分离-最后浮硫的试验流程进行了有用成分分离试验研究,最终获得了钼品位为45.19%、回收率为79.95%的钼精矿,铜品位为18.13%、回收率为81.41%的铜精矿,铋品位为15.30%、回收率为50.07%的铋精矿,硫品位为39.08%、回收率为84.67%的硫精矿。     

云南某锡矿硫精矿中影响铜、铋选矿指标的矿物学因素研究

云南某锡矿硫精矿中铜品位为0.63%,铋品位为0.08%,具有综合回收的价值,但长期无法得到利用。通过工艺矿物学研究查明了影响铜、铋选矿指标的矿物学因素。研究结果表明,主要的铜矿物为黄铜矿,铋矿物包括自然铋和辉铋矿。黄铜矿的粒度粗但解离度低,需要进一步解离后才可能获得合格的铜精矿;铋矿物的原生粒度极细,是影响铋回收的主要原因。     

某铜铅锌多金属硫化矿石的浮选试验

某铜铅锌多金属硫化矿石中的有用金属矿物主要为方铅矿、闪锌矿、黄铜矿，其次是斑铜矿、蓝铜矿、异极矿和铅矾等，为了确定铜铅锌回收工艺，进行了选矿试验。结果表明，矿石在磨矿细度为-0.074 mm占75%的情况下，采用1粗3精2扫铜铅混浮、1粗3精2扫铜铅分离、1粗2精1扫选锌流程处理矿石，可获得铜品位为22.13%、铜回收率为80.08%的铜精矿，铅品位为62.32%、铅回收率为79.63%的铅精矿，以及锌品位为52.56%、锌回收率为82.20%的锌精矿。在铜铅分离过程中，无氰无铬环保型铅组合抑制剂CHP的使用是实现铜、铅高效分离的关键。     

某铜尾矿中金红石的选矿回收试验

分析了江西某铜矿尾矿的性质,阐述了从该尾矿中回收金红石的工艺及设备。通过试验确定了离心选矿机的最佳工作参数,以及重选粗精矿浮选的药剂种类和最佳用量,经过1粗2扫4精、中矿顺序返回的浮选闭路流程,获得了TiO₂品位68.28%、总回收率约6.6%的最终精矿。     

某复杂铜铅锌多金属矿选矿试验

针对某复杂铜铅锌多金属矿的性质特点,采用弱磁选脱硫-铜铅混浮-混合精矿铜铅分离-混浮尾矿选锌的原则流程对该矿石进行选矿试验研究。在矿石磨矿细度为-0.074 mm占90%的情况下,采用1次弱磁选选硫、1粗2精2扫铜铅混浮、1粗2精1扫铜铅分离、1粗3精2扫选锌、中矿顺序返回流程处理该矿石,最终获得了铜品位为24.79%、铜回收率为55.78%的铜精矿,铅品位为51.34%、铅回收率为83.55%的铅精矿,锌品位为45.63%、锌回收率为62.71%的锌精矿,硫品位为35.12%、硫回收率为80.08%的硫精矿。铜精矿含银229.53 g/t,铅精矿含银196.20 g/t,铜、铅精矿中银的总回收率为50.29%。     

含易浮钙镁矿物的某黄铜矿的浮选试验

某低品位铜矿石中易浮钙镁矿物含量非常高,磨矿过程中这些钙镁矿物极易泥化,罩盖在黄铜矿等矿物颗粒表面,影响铜矿物的正常选别。为了解决该矿石的高效分选问题,采用泥、矿分选工艺对该矿石进行了选矿试验。结果表明,在一段磨矿细度为-74μm占52%的情况下进行脱泥浮选,矿泥经1粗3精3扫、中矿顺序返回流程处理,槽内产品再磨至-74μm占75%的情况下经1粗3精2扫、中矿顺序返回流程处理,最终获得了铜品位为18.13%、回收率为80.86%的铜精矿。良好的试验指标表明,该闭路流程是该矿石开发利用的合理工艺流程。     

某铜钼钨矿石选矿试验研究

对某含铜钼钨矿石进行了浮选分离工艺研究。该矿石为钨重选毛砂,除钨矿物外,还富含铜、钼等有价金属硫化矿物。根据矿石性质,采用铜钼混合浮选—铜钼分离的浮选工艺,综合回收矿石中的钨、铜、钼。铜钼混合浮选时,采用高效活化剂BK546,有利于矿石浮选脱硫,提高铜钼回收率,并减少钨的互含损失。闭路试验获得钼精矿含钼57.90%、铜0.68%、钼回收率96.44%;铜精矿含铜37.32%、回收率99.64%;钨精矿含WO₃ 68.12%、铜0.025%、钼0.005%、钨回收率97.30%。实现了矿石中钨、铜、钼的有效分离回收。     

粤北某极低品位伴生稀有金属矿产资源综合利用研究

针对粤北某极低品位伴生稀有金属矿石,采用由“分级-粗粒跳汰-细粒摇床”重选预富集工艺、“钨硫枱浮分组-分类磨矿-异步浮选分离”钨硫分离工艺和“加温脱药-钼优先浮选-铋银重选-铜银浮选”硫化矿相互分离工艺3部分组成的工艺流程,生产实践结果显示,在原矿钨、铜、钼、铋、银品位分别为0.417%、0.111%、0.017%、0.072%和9.909 g/t时,获得了钨、铜、钼、铋、硫品位分别为61.96%、21.69%、51.89%、25.18%和44.51%,回收率分别为80.21%、72.28%、64.01%、56.40%和60.41%的合格产品,银在铜、铋精矿中品位分别为353.31 g/t和3 391.49 g/t,总回收率为68.27%,充分回收了铜、钼、铋、硫、钨等有价金属元素,实现了极低品位伴生稀有金属矿产资源的高效综合利用。     

江西某含铜多金属矿选矿工艺研究

针对江西某铜矿伴生有钨、铋等有价元素的情况,进行了详细的工艺矿物学试验研究,提出浮-重联合选矿工艺,有效回收该多金属矿中的铜、铋,钨。获得铜精矿品位18.35%,回收率94.64%;铜精矿中伴生铋品位3.22%,回收率67.08%;钨精矿品位49.63%,回收率83.56%的指标。     

云南某铜矿石选矿试验

云南某铜矿石铜品位为1.39%,主要铜矿物有黄铜矿、辉铜矿、斑铜矿和孔雀石,硫化铜是铜的主要存在形式,占总铜的73.30%,游离氧化铜占总铜的18.04%,结合氧化铜仅占总铜的8.66%。对该矿石进行了选铜试验,结果表明,矿石在磨矿细度为-200目占70%的情况下,采用1粗1扫2精浮选硫化铜矿物,1粗2扫2精浮选氧化铜矿物,中矿顺序返回的闭路流程处理,可获得铜品位为32.16%、铜回收率为90.23%的铜精矿。试验指标较为理想,可作为该铜矿资源开发利用的依据。