难选氧化铜矿浸出—置换—浮选试验研究

某难选氧化铜矿石氧化率和结合率高,用浮选方法处理,选别指标不理想。为了提高铜精矿指标,提出了搅拌浸出—置换—浮选和搅拌浸出—萃取—电积两个工艺流程方案。结果表明,搅拌浸出—置换—浮选方案从原铜矿石中回收铜效果更佳,获得了铜精矿品位35.81%,回收率92.92%的较好指标。     

赤铜矿型氧化铜矿异步强化浮选新工艺

高泥赤铜矿的浮选一直是难选氧化铜矿浮选中的难题。针对该类型的氧化铜矿,设计开发异步强化浮选新技术:首先采用传统硫化浮选方法优先快速浮选易浮氧化铜矿物,然后以强氧化剂对难选赤铜矿进行强氧化-硫化浮选,从而极大的提高铜的回收率。针对含泥量大的特点,通过高效抑制剂有效抑制矿泥上浮,并在闭路流程中通过单独处理部分中矿,有效降低了矿泥对精矿的不良影响,在新疆某氧化铜矿原矿品位为0.84%的条件下,闭路试验获得铜精矿品位18.14%,回收率80.86%的良好浮选指标,为高泥难选赤铜矿型氧化铜矿的高效浮选提供了新的方法。     

半优先浮选与中矿再磨工艺提高硫化铜矿石选铜回收率的试验研究

随着有色矿产资源的不断开采,入选矿石品位下降,为了提高有色金属铜矿物的回收率,中矿再磨是行之有效的方法。对某硫化铜矿石浮选工艺流程考察的基础上,提出半优先浮选与中矿再磨新工艺,在铜精矿品位不低于原工艺的前提下,探索了磨矿细度、石灰用量、捕收剂用量的影响。对新工艺铜精矿物相分析表明独立精选段优先浮出了大量易浮铜,体现了“早收快收”的目的,中矿再磨能有效的降低粗颗粒级的产率,解离出中矿粗颗粒中的有用矿物,使中矿不断地选择性磨矿、浮选,有利于提高铜矿物的回收率。闭路试验结果表明铜精矿回收率从87.22%提高至92.15%。新工艺具有选矿效率高,操作稳定等特点,为类似硫化铜矿选厂提供了借鉴。     

中矿再磨提高高硫铜矿石选铜回收率的试验研究

在对某高硫铜选厂浮选工艺流程考察的基础上,加入中矿再磨作业,在铜精矿品位不低于现场指标的前提下,采用中矿再磨工艺进行选矿试验,铜精矿回收率从87.22%提高至89.82%。运用筛析化验分析方法对中矿磨前、磨后和尾矿等颗粒进行分析发现,中矿磨后能有效的降低粗颗粒粒级的数量,解离出粗颗粒中的有用矿物,增加中间粒级的产率和金属量,中矿再磨工艺有效的降低尾矿品位。中矿磨后返回到粗选二段构成了浮选和磨矿之间的循环,使中矿不断选择性磨矿、分级、浮选,直至达到适当的单体解离度为止,有利于整个工艺铜回收率的提高。     

提高氧化铜铁矿石铜选矿指标新工艺研究

某氧化铜铁矿石选矿生产指标一直较低 ,铜精矿铜品位为 12 %～ 16 % ,铜回收率为 5 5 %～ 6 5 %。试验采用硫化铜和氧化铜分步浮选及氧化铜浮选中矿浸出新工艺 ,可大大提高铜的选矿指标。与生产流程相比 ,铜精矿铜品位提高 5 %、铜总回收率提高 2 0 %以上。     

云南某铜铁多金属矿初步可选性研究

云南省某地二叠纪细碧岩中产出的铜铁矿铜矿物以孔雀石和硅孔雀石等氧化铜为主,铁矿物以细粒磁铁矿和磁赤铁矿等强磁性矿物为主。通过对该矿中的铜矿物采用优先浮选和混合浮选工艺进行对比,确定对铜矿物采用混合浮选工艺回收,并对浮选尾矿中的强磁性矿物采用阶段磨矿阶段弱磁选的工艺流程。原矿经浮选-弱磁选联合工艺选别后,开路流程可获得铜精矿产率6.47%、品位32.24%、回收率67.51%,总铜中矿回收率22.2%和铁精矿产率39.11%、品位65.43%、回收率66.80%,总铁中矿回收率13.39%的技术指标。     

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。     

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。     

某氧化铜矿的选矿工艺研究

刚果某氧化铜矿石氧化率和结合率高,单一硫化法分选效果不理想。采用组合调整剂和组合捕收剂获得了较好的浮选指标。在铜精矿品位波动不大的情况下,组合药剂的使用能显著提高铜的选矿回收率。铜精矿品位达20.03%,铜回收率达80.79%。     

半优先浮选与中矿再磨工艺提高硫化铜矿石的选铜回收率

随着矿产资源的不断开采,入选矿石品位下降,为了提高矿物的回收率,中矿再磨是行之有效的方法。在对某硫化铜矿石浮选工艺流程考察的基础上,提出半优先浮选与中矿再磨新工艺,在铜精矿品位不低于原工艺的前提下,探索了磨矿细度、石灰用量、捕收剂用量的影响。对新工艺铜精矿物相分析表明,独立精选段优先浮出了大量易浮铜,体现了"早收快收"的原则,中矿再磨能有效地降低粗粒级的产率,解离出中矿粗颗粒中的有用矿物,使中矿不断地选择性磨矿、浮选,有利于提高铜矿物的回收率。闭路试验结果表明,铜精矿回收率从87.22%提高至92.15%。新工艺具有选矿效率高,操作稳定等特点,为类似硫化铜矿选矿厂工艺改进提供了借鉴。     

西藏某铜矿选矿工艺技术试验研究

对西藏某铜矿的试验样品进行了先选硫化铜、再选氧化铜的浮选工艺流程研究,采用该流程获得的指标为:硫化铜精矿品位33.83%、回收率69.71%;氧化铜精矿品位16.84%、回收率17.35%;总精矿品位28.17%,铜回收率87.06%。由于尾矿中铜品位尚有0.40%,经制片镜下检查表明,损失于尾矿中的铜主要是氧化铜,其存在形式主要以包裹体存在于脉石中,因此对该工艺流程的尾矿进行了再处理。对闭路浮选试验尾矿分别进行了氨和硫酸不同浓度、不同浸出时间的浸出试验,试验结果表明,用一定量的硫酸浸出可将尾矿铜降至0.11%,充分表明了该铜矿具有较高的资源价值。     

低品位铜矿选矿工艺研究

对某低品位铜矿石的选别工艺进行了试验研究。通过浮选条件试验,确定采用一段粗磨(细度-74μm含量占51%)丢尾、闪速浮铜、铜硫混浮再磨分选流程,得到了含铜品位31.17%、铜回收率93.53%、伴生金回收率52.17%的铜精矿和含硫43.2%、回收率44.31%的硫精矿。结果表明,此选别工艺可有效处理该低品位铜矿石。     

西藏玉龙铜矿硫化矿选矿工艺流程的研究

玉龙铜矿硫化矿氧化率较高 (13 2 6 % ) ,次生铜含量大 (73 4% ) ,黄铁矿含量高 ,高岭石和蒙脱石的含量也较多 (18 6 1% ) ,矿石性质复杂、难选。通过多种选矿工艺流程探讨 ,确定采用铜硫混合浮选 -混合精矿再磨后铜硫分离 -混选尾矿分级后矿砂浮选、矿泥酸浸工艺。在小型试验基础上 ,完成了扩大连选试验。连选试验所获铜精矿铜品位2 0 47%、铜回收率 73 6 6 % ,加上矿泥酸浸 ,总铜回收率为 78 49%。     

思茅某氧化铜矿选别试验研究

针对某氧化铜矿石采用一段磨矿,磨矿细度为-74μm占70%.利用硫化浮选法回收铜,丁基黄药作捕收剂,松醇油作起泡剂,采用一次粗选、两次扫选的开路流程可以获得比较满意的指标:原矿铜品位Z83%,混合精矿铜品位14.54%,混合精矿铜回收率69.17%。     

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%。     

西藏某高铁铜矿中有价金属的利用方案

为了回收西藏某高铁铜矿的铜与铁等有价元素,进行了先磁选后浮选与先浮选后磁选两种选矿试验方案的比较,最终确定采用先浮选后磁选的工艺流程。进一步进行条件试验并确定药剂制度后,在磨矿细度为-0.074mm占80%、石灰用量为4000g/t、水玻璃用量为1000g/t、丁黄药用量为120g/t的情况下,取得铜品位为21.61%、铜回收率为93.89%的铜精矿与铁品位为55.95%、铁回收率为38.86%的铁精矿,有效实现了资源的利用。     

西藏某氧化铜矿石选矿试验研究

对西藏某氧化铜矿石进行了可选性试验研究。试验根据矿石的工艺矿物学特性,以传统的硫化浮选工艺为基础,采用“硫氧分步粗选-粗精矿混合精选”的工艺流程并辅之以新型高效浮选药剂,有效地选别和综合回收了矿石中的有价元素铜和伴生金、银。闭路试验指标为,铜精矿品位31.66%、回收率83.25%,铜精矿含金1.50g/t、银106g/t,金、银回收率分别为78.62%、64.35%。     

内蒙古某低品位铜镍钴矿选矿试验研究

内蒙古某铜镍钴矿含铜0.17%、含镍0.28%、含钴0.021%,采用"粗磨丢尾—铜镍混合浮选—混合精矿再磨—铜镍分离"工艺流程。闭路试验获得了铜品位18.68%、回收率60.44%的铜精矿和镍品位4.52%、回收率74.42%的镍精矿,钴富集在镍精矿中,品位0.32%、回收率70.24%。     

洛阳某金矿石选矿试验

洛阳某金矿石金含量达4.15 g/t,但金嵌布粒度细,且多以黄铁矿包体金形式存在,暴露解离较为困难,会影响金的回收。为给该矿石的开发利用提供依据,对其进行了选矿试验研究。在磨矿细度为-0.074 mm占66%条件下,经1粗2精2扫、中矿顺序返回闭路浮选,获得的金精矿金品位为52.25 g/t、回收率为85.90%,但尾矿仍含0.625 g/t的金。为提高金回收率,对原闭路浮选中间产品进行了分析,发现扫选1精矿中含有较多未单体解离的黄铁矿。为此,在原闭路浮选流程基础上,增加扫选1精矿再磨作业（-0.043 mm占68%）,重新进行了闭路试验,最终获得了金精矿金品位为57.40 g/t、金回收率90.88%,尾矿含金0.4 g/t的指标,较原闭路浮选指标明显提高,证明中矿再磨是提高该金矿石选别指标的有效手段。