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。     

河北某低品位铁矿选矿工艺流程研究

河北某铁矿为含铁29.57%的低品位铁矿。为开发利用该矿产资源,进行了详细的选矿工艺研究。针对该铁矿主要是由磁铁矿和赤铁矿组成,并且与脉石矿物嵌布粒度较细的特点,最终采用弱磁-强磁-反浮选联合流程,获得含铁65.17%,回收率69.35%的铁精矿。     

广西某低品位铜镍矿选矿试验研究

广西某低品位铜镍矿含铜0.11%,含镍0.18%,铜矿物主要为硫化铜,镍矿物为镍黄铁矿。试验采用浮选—磁选联合工艺流程,在进行了详细的条件试验下,获得了较好的选矿指标。铜镍精矿产率1.83%,品位:铜4.81%、镍7.34%、钴0.31%、银230.60 g/t;回收率:铜88.69%、镍80.12%、钴55.76%、银78.75%。     

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。     

内蒙古某低品位难选铅锌矿石选矿工艺研究

内蒙古某铅锌矿石由于铅锌品位低、锌主要以铁闪锌矿形式存在、铅锌矿物嵌布粒度细且与其他矿物共生密切、含有较多与铁闪锌矿可选性相近的磁黄铁矿而难选。根据矿石性质,采用优先浮铅-铅尾矿弱磁选分离磁黄铁矿-弱磁选尾矿浮锌-锌尾矿浮黄铁矿工艺流程处理该矿石,闭路试验获得了铅品位为42.27%、铅回收率为71.46%的铅精矿,锌品位为44.11%、锌回收率为70.93%的锌精矿及硫品位为34.89%、硫回收率为85.66%的综合硫精矿,从而为该矿石的合理开发利用提供了依据。     

某低品位铜矿选矿试验

为有效选别某铜含量为0.66%的单一低品位铜矿石,在原矿性质分析及条件试验的基础上进行了选矿工艺试验,确定了合理的药剂种类及用量,最终确定采用1粗2扫3精的选铜工艺流程,获得了产率为3.06%、铜含量为18.42%,铜回收率为85.31%的铜精矿。     

某低品位铜矿选矿试验

为有效选别某铜含量为0.66%的单一低品位铜矿石,在原矿性质分析及条件试验的基础上进行了选矿工艺试验,确定了合理的药剂种类及用量,最终确定采用1粗2扫3精的选铜工艺流程,获得了产率为3.06%、铜含量为18.42%,铜回收率为85.31%的铜精矿。     

吉林某低品位赤褐铁矿选矿工艺研究

吉林某铁矿为全铁品位19%左右的低品位赤褐铁矿。为开发利用该矿产资源,进行了详细的选矿工艺研究。针对该铁矿主要由赤铁矿和褐铁矿组成,脉石矿物嵌布粒度较细的特点,经多方案比较,最终选用阶段磨矿—阶段选别—反浮选工艺流程,获得了含TFe 61.68%,回收率69.47%的铁精矿。研究成果对此类低品位难选铁矿资源的开发利用有着很好的借鉴意义。     

云南某难选氧硫混合铜矿石的选矿试验研究

云南某铜矿石含铜1.02%,矿石中铜矿物种类复杂,结合率高,钙镁含量高,属典型的难选氧硫混合铜矿石。针对该矿石性质,对该铜矿石进行了详细的选冶试验研究:先将该铜矿强化浮选-反浮选脱钙镁,再将中矿进行加温强化浸出试验。最终确定了较佳的工艺条件为:经过一段磨矿,三次粗选,三次精选的闭路流程回收精矿,全中矿混合浸出,液固比3:1,矿浆温度70℃,搅拌速度300rpm,反应时间2h。研究结果表明,在此工艺条件下,采用混合浮选—强化捕收—反浮选脱钙镁—中矿加温浸出的选冶联合工艺可获得铜精矿品位10%左右,铜综合回收率大于70%,电解铜吨铜耗酸小于20t的技术经济指标。为该类铜矿石的分选提供一种新的途径。     

湖南某高硫低品位铜矿选矿试验研究

对湖南某Cu品位0.11％、S品位12.85％的高硫低品位铜矿进行了选矿试验研究.采用磁选?浮选联合工艺,先磁选脱除大部分磁黄铁矿,降低其对后续铜回收的影响,再经过一粗一扫两精铜浮选,最终获得了铜品位25.48％、铜回收率71.31％的铜精矿.     

云南某低铜贫铁矿石选铜试验

云南某低铜贫铁矿石铜含量为0.35%、铁含量为19.22%,91.43%的铜为硫化铜。对该矿石中铜的选矿工艺进行了研究。结果表明,矿石在磨矿细度为-200目占80%的情况下,以TX-31为浮铜捕收剂,经1粗2扫3精、中矿顺序返回流程处理,获得了铜品位和铜回收率分别为22.48%和91.20%的铜精矿,较好地实现了铜的回收,选铜铁损失率仅为2.18%,为后续选铁创造了条件。     

从河口铜矿石中回收铜铁硫的选矿试验

云南河口铜矿石含Cu 0.59%、S 4.57%、Fe 26.98%,属伴生硫铁的低品位硫化铜矿石,铜、硫、铁在矿石中分别主要以黄铜矿、黄铁矿、磁铁矿形式存在,但有少部分黄铜矿与黄铁矿形成固熔体。采用铜硫混合浮选-铜硫分离浮选-浮选尾矿弱磁选工艺对该矿石进行综合回收铜、硫、铁的选矿试验,得到了铜品位为18.03%、铜回收率为93.07%的铜精矿,硫品位为52.02%、硫回收率为56.34%的硫精矿和铁品位为61.90%、铁回收率为27.38%的铁精矿,从而为该矿石的合理开发利用提供了技术依据。     

山西某低品位含金镜铁矿选矿试验

山西某低品位含金镜铁矿铁品位为26.41%、金品位为0.67 g/t。矿石中金主要以自然金形式存在,自然金占总金的88.15%;铁主要存在于赤（褐）铁矿中,赤（褐）铁矿中铁占总铁的68.28%。为回收矿石中有价元素金和铁,进行了优先浮选金,浮选尾矿弱磁选-高梯度强磁选-反浮选回收铁选矿试验。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占83.78%条件下,以石灰为pH调整剂、水玻璃为分散剂、丁基黄药+丁胺黑药为捕收剂、2#油为起泡剂,经1粗2精2扫浮选,获得了金品位为29.31 g/t、回收率为87.93%的金精矿,选金尾矿经1粗1精1扫弱磁选,获得了铁品位为65.86%、回收率为13.34%的铁精矿1,弱磁选尾矿经1粗1扫高梯度强磁选,强磁选精矿以NaOH为调整剂、改性淀粉为抑制剂、油酸钠为捕收剂,经1粗2精1扫反浮选,获得的铁精矿2铁品位为61.79%、回收率为50.67%,铁精矿1与铁精矿2合并后混合铁精矿铁品位为62.59%、总铁回收率为64.01%。试验结果可以为该矿石有价元素综合回收提供技术依据。     

某低品位铁矿石选矿试验

试验用极贫铁矿石铁品位为13.90%,有害元素磷含量为0.86%,磁性铁占总铁的46.04%,主要以磁赤铁矿、磁铁矿形式存在,磁赤铁矿、磁铁矿以半自形变晶结构为主,嵌布粒度大于0.1 mm的超过75%,约有5%的磁赤铁矿的嵌布粒度小于0.05 mm。为确定该矿石的开发利用工艺,进行了选矿试验研究。结果表明,矿石采用3阶段磨选流程处理,在一段磨矿细度为-0.076 mm占38.5%、弱磁选磁场强度为115 kA/m,二段磨矿细度为-0.076 mm占74%、弱磁选磁场强度为115 kA/m,三段磨矿细度为-0.043 mm占92%、弱磁选磁场强度为115 kA/m的情况下,获得了铁品位为60.12%、铁回收率为40.22%的铁精矿,铁精矿硫、磷含量均较低,满足产品质量要求。     

低品位氧化铜矿石选矿工艺研究进展

我国低品位氧化铜矿石资源储量较丰富,而易选、高品位铜矿石资源较贫乏。为解决我国铜资源的自给自足问题,加强低品位氧化铜矿石资源的选冶技术研究非常必要。为使业界较全面了解低品位氧化铜矿石资源的开发利用现状,推动低品位氧化铜矿石资源选冶技术的进步,主要从常规浸出、细菌浸出、选冶联合工艺等方面介绍了低品位氧化铜矿石选矿技术的研究现状和进展,并且指出常规浸出、细菌浸出以及选冶联合工艺将是未来解决低品位难选氧化铜矿石资源开发利用问题的重要手段。     

低品位矽卡岩型锡矿选矿工艺研究

在对四川某低品位矽卡岩型锡矿石性质分析的基础上,介绍了锡矿物回收试验研究的过程,制定了一段磨矿-摇床重选-低品位中矿再磨再选-摇精磁选脱铁的工艺流程。可获得产率0.32%,品位45.00%、回收率38.92%的优质锡精矿。     

氧化铜矿石的选矿技术现状与展望

概述了氧化铜矿石资源的特点及矿石性质。分别从浮选工艺、化学浸出工艺和选冶联合工艺3方面总结了氧化铜矿石的选矿工艺研究现状,从直接浮选、硫化浮选、水热硫化浮选、微细粒真空微泡浮选、脱泥浮选等方面详述了浮选工艺的研究进展;介绍了化学浸出工艺（包括酸浸和氨浸两方面）、集常规浮选和浸出工艺各自优点于一身的选冶联合工艺以及氧化铜矿石的微生物浸出、焙烧-氨浸和离析-浮选等新工艺的研究情况。最后指出：提高氧化铜矿石的选矿技术水平必须认真做好矿石的工艺矿物学研究;要加强高效浮选新药剂的研发力度;在确定矿石的处理工艺时,要在充分认识各选矿方法优缺点的基础上进行必要的优化组合,实现各选矿方法的优势互补。     

某低品位铁矿石的矿物学特性与选矿试验研究

较系统地研究了某低品位铁矿石的矿石性质和选矿工艺。研究结果表明,该矿石为低品位磁铁矿矿石,原矿中TFe含量为27.65%,磁性铁占有率为87.96%;采用阶段磨矿、磁选流程,控制一段磨矿细度-74μm占57.82%,粗精矿再磨细度-74μm占75.92%,最终精矿TFe品位可以达到67.07%,回收率达到86.05%;采用一段磨矿、磁选—反浮选流程,控制磨矿细度-74μm占67.56%,精矿品位可以达到66.21%,回收率达到79.97%。     

某含石墨低品位斑岩型铜钼矿石选矿试验

某含铜0.37%、含钼0.0096%,硫化铜占总铜的89.19%、硫化钼占总钼的85.42%的低品位斑岩型铜钼矿石,其可供综合回收或伴生回收的元素有金、铼等贵金属和铁,矿石中含有的少量片状石墨将影响钼矿物的浮选效果。为确定该矿石的选矿工艺,进行了选矿试验。结果表明,矿石经1粗3精铜钼等可浮、1粗4精1扫铜钼分离、1粗3精2扫强化浮铜、1粗1精1扫弱磁选选铁、中矿顺序返回流程处理,可获得钼品位36.33%、含铜1.69%、钼回收率68.12%的钼精矿,铜品位19.24%、含金2.42 g/t、含钼0.095%、铜回收率84.94%的铜精矿,铁品位66.19%、铁回收率50.87%的铁精矿。浮选钼精矿经重选脱碳,获得了钼品位49.03%、钼综合回收率为58.35%、含铼618.46 g/t、铼综合回收率为27.22%的钼精矿。     

高含磁黄铁矿铜硫矿石选矿试验研究

某高硫铜矿石磁黄铁矿和绿泥石等易泥化脉石矿物含量较高,且磁黄铁矿的可浮性和磁性差异较大,对铜硫分离浮选干扰很大。根据矿石性质,采用铜优先浮选—磁选回收磁黄铁矿—硫浮选工艺进行了选矿试验研究,即首先在较低碱度下采用铜选择性捕收剂组合(BK-306 TL-1)优先选铜;然后采用磁选回收磁性磁黄铁矿,再以高效硫活化剂BK546和组合捕收剂(丁基黄药 AT608)强化浮选回收硫矿物,实现了矿石中铜、硫的有效回收。闭路试验获得含铜24.81%、铜回收率86.31%的铜精矿,含硫37.83%、含铁58.21%、磁硫品位(Fe S)96.04%、硫回收率40.60%的磁黄铁硫精矿,以及含硫46.05%、硫回收率47.90%的硫精矿,硫总回收率为88.50%。