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。     

玄武岩型难选氧化铜矿浮选-浸出联合工艺

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.     

大洋热液沉积物选矿尾矿工艺矿物学研究

对某航段航线获取的大洋热液沉积物选矿尾矿进行了系统的工艺矿物学研究。该尾矿中有价金属元素铜损失严重,含铜为6.06%。铜矿物是以氯铜矿为主,另有微量的硫化铜矿物,其中氯铜矿多以单体形式损失,硫化铜矿物以细粒、微粒包裹体形式赋存在滑石等脉石中。尾矿中的铜经浮选—重选回收效果差,需采用冶金方法对其进行有效的回收。     

某细—微细粒嵌布的硫化铜矿石浮选试验

某硫化铜矿石中的金属矿物主要为斑铜矿、黄铜矿及辉铜矿,黄铁矿和硫铜钴矿微量,脉石矿物主要为石英。矿石中铜矿物嵌布粒度极不均匀,少部分铜矿物嵌布粒度较粗,主要为细—微细粒嵌布的铜矿物,细者甚至小于10μm。为确定该矿石的高效选矿工艺进行了选矿试验。结果表明:铜品位为3.85%的矿石在磨矿细度为-53μm占80%的情况下,采用2粗2精3扫流程进行粗粒开路浮选,粗粒浮选中矿集中再磨至-10μm占80%的情况下,采用1粗1精流程进行细粒开路浮选,可获得铜品位为41.86%、回收率为59.01%的粗粒精矿,铜品位为33.27%、回收率为26.43%的细粒精矿,总精矿品位为38.76%、回收率为85.45%。采用粗细分级分选开路浮选流程回收矿石中的硫化铜,既解决了含铜粗粒连生体在流程中的循环,又发挥了粗细分选优势,还避免了微细粒中矿返回对流程的影响,是粒度极不均匀嵌布的硫化铜矿物的高效回收工艺。高品位微细粒中矿中的铜将采用生物氧化浸出工艺回收有利于提高总铜回收率。     

澳大利亚布朗斯炭质页岩铜镍钴矿工艺矿物学研究

为了确定澳大利亚布朗斯地区炭质页岩铜钴镍矿资源合适的选矿工艺,对该地区有代表性矿样开展了工艺矿物学研究。结果表明:1矿石为典型的沉积型炭质页岩多金属矿,矿物组成复杂,主要金属矿物为黄铜矿、斑铜矿、硫钴镍矿等,矿石中钴、镍等有价元素以类质同象的形式或呈机械夹杂物分布于硫镍钴矿、黄铁矿及脉石矿物中,脉石矿物主要为炭质、白云母、多水高岭石等。2矿石中各矿物间共生关系复杂,普遍存在着交代结构和相互浸染构造,致使部分可浮性较好的炭质矿物易浮选进入硫化矿精矿中,同时部分微细粒硫钴镍矿被黄铜矿包裹,浮选时易进入铜精矿中。3矿石中黄铜矿和黄铁矿属中细粒嵌布范畴,硫镍钴矿属细粒—微粒嵌布范畴。根据矿石工艺矿物学特征,建议采用阶段磨矿—阶段选别的工艺依次回收铜、钴、镍、硫,尾矿可作为钾化肥。     

钼合金高温力学性能研究现状综述

这是一篇矿物加工工程领域的论文。河南某钼矿属矽卡岩型钼矿,粒度嵌布细、泥质矿物含量高,浮选回收率一直偏低。本文通过对矿石性质、生产现状进行系统分析,指出生产中存在的主要问题。为适应选矿厂4000 t/d扩能改造需要,并协同强化微细粒钼矿回收,结合旋流-静态微泡浮选柱的结构特征与分选优势,提出了增加1台旋流-静态微泡浮选柱的改造方案。研究表明该钼矿嵌布粒度微细,-0.038 mm和-0.020 mm辉钼矿分别占75.80%和38.68%;矿石中含有大量的绿帘石、蒙脱石、绿泥石等泥质矿物,部分坑口泥质矿物含量40%以上;现有浮选工艺对微细粒级回收差,尾矿中-0.020 mm粒级钼矿损失占比在50%以上。实验室浮选实验结果表明旋流-静态微泡浮选柱对总尾矿和粗选尾矿中的钼均具有良好的浮选回收效果,精矿富集比和钼回收率均明显优于浮选机。工程应用进一步表明：旋流-静态微泡浮选柱对现有充气式浮选柱起到“兜底”的作用,扩能后钼回收率提高4个百分点以上,显著降低了微细粒钼在尾矿中损失,经济效益显著。     

非洲某高钙镁铜钴矿工艺矿物学研究

以非洲某高钙镁铜钴矿为研究对象,采用多种分析检测方法进行工艺矿物学研究,为该铜钴矿的开发利用提供参考数据。查明矿石中铜和钴的含量分别为5.40%和0.062%,为主要回收元素。矿石中钙镁含量较高,分别为镁含量8.55%、钙含量7.05%。矿石中铜、钴的硫化率分别为93.25%和75.81%,钴的硫化率相对较低。矿石中铜矿物主要为黄铜矿及斑铜矿,钴矿物主要为硫铜钴矿及辉砷钴矿,脉石矿物主要为白云石及石英。硫化铜矿物粒度分布不均匀,以中粒为主;硫铜钴矿及辉砷钴矿均以细粒为主。矿石中镁除了以白云石形式存在外,还有相当部分以镁质层状硅酸盐矿物形式存在,在浮选过程中易富集于浮选精矿,造成精矿中镁超标。根据矿石性质,在制定选矿工艺时需考虑硫化铜矿物、钴矿物的嵌布粒度差别,矿石中钴的较高氧化率对钴回收的影响,含镁矿物对浮选产品指标的影响,在保证精矿品质的情况下,同时实现铜和钴较高的回收率。     

某铜硫砷锡多金属矿选矿工艺研究

针对某含铜硫砷锡多金属矿矿石的工艺矿物学特征,采用"混合浮选回收硫化矿物-分级重选回收锡石-脱泥浮选回收细粒锡石"工艺流程,综合回收铜、硫、砷、锡等有价金属。硫化矿混合精矿采用组合抑制剂CaO+FN有效分离铜砷,得到砷含量小于0.5%的铜精矿,采用阶段分级重选处理硫化矿,浮选尾矿得到锡精矿、可弃尾矿和进入脱泥浮选作业的-0.053 mm摇床尾矿。全流程闭路试验获得了良好的试验结果,为矿山开发建设提供了可行性依据设计建厂依据。     

某细粒嵌布铜锌锡多金属矿全浮选试验研究

针对某细粒嵌布锡铜锌多金属矿进行了浮选试验研究。原矿中可回收矿物锡石的嵌布粒度在0.037 mm以下,属于微细粒嵌布,原矿中黄铜矿、闪锌矿的嵌布状态为中细粒嵌布。微细粒嵌布的锡石重选效果较差,研究摒弃了常规的锡石硫化矿石的浮—重联合工艺,在合理的药剂制度下确定了磁选除铁—硫化矿浮选除硫—锡石浮选的全浮选流程,获得了良好的选矿指标。     

德兴铜矿尾矿中铜的浮选回收

德兴铜矿4#尾矿库铜尾矿铜品位接近工业临界开采品位,具有品位低、粒度细的特点。采用浮选工艺对该尾矿进行浮选回收试验研究。结果表明,采用硫化矿、氧化矿分别浮选的方式进行浮选,并对硫化铜矿物进行再磨再选,最终可获得铜综合回收率为75.2%,品位为13.67%的硫化铜精矿和品位为6.82%的氧化铜精矿。     

羊拉铜矿尾矿资源二次利用选矿试验研究

羊拉铜矿尾矿中含铜0.22%、含铁15.31%,为了能够提高资源的综合利用率,现对该尾矿中的铜、铁进行二次回收利用。尾矿中铜主要以硫化铜矿物为主,铁主要以硅酸铁矿物为主,分布率高达58%,磁铁矿等强磁性矿物含量较低。因此,在保证经济和技术的条件下,试验采用了浮选—磁选联合流程对该尾矿中的铜铁资源进行再回收利用。最终采用浮选流程获得了铜品位为1.43%、回收率为30%左右的较好指标,为后续的工艺提供了原料。再对浮选尾矿进行一段弱磁选,得到铁品位为60.87%,回收率为6.47%的铁精矿产品,为企业增加了额外的经济效益。     

从某铜矿尾矿中重选回收白钨矿的试验研究

某铜矿浮选尾矿WO_3品位为0.056%,可供综合回收。该尾矿矿物组分较复杂,其中钨矿物绝大部分为白钨矿,另有微量的黑钨矿及钨华,金属硫化矿物主要为黄铁矿,微量磁黄铁矿,其他金属矿物主要为褐铁矿、磁铁矿等,非金属矿物主要为石英,其次为钙铁榴石,少量的方解石、长石、绿泥石等。白钨矿可浮性较好,可以采用浮选方法回收,但浮选药剂在回水中残留会显著影响主流程主要金属的浮选指标,而重选流程不会影响回水复用。采用浮选开路试验脱硫后,再通过螺旋溜槽分级富集-磁选除杂-摇床回收粗粒级白钨矿-异形面溜槽回收微细粒级白钨矿,全流程试验获得了产率为0.05%,WO_3品位为30.11%,WO_3回收率为26.41%的钨精矿。     

从锡石-多金属硫化矿尾矿中回收锡的浮选研究

为综合回收某锡石-多金属硫化矿尾矿中的锡矿物,探索了锡矿物的浮选条件和药剂制度,提出了综合回收该尾矿中锡的浮选工艺.试验表明,经除硫后二次浮锡,可获得含锡48.76%的锡精矿,锡总的回收率49.88%.     

铜绿山矿尾矿综合利用的研究与生产实践

根据铜绿山矿强磁尾矿的矿物特征 ,通过三种方案即再磨 -常规硫化浮选方案、水热硫化浮选方案和酸浸硫化浮选方案的对比试验 ,得出再磨 -常规硫化浮选方案是从铜绿山矿强磁尾矿中综合回收铜、金、银的最经济有效方案。该方案的技术特点是进行了预先磨矿及羟肟酸钠和黄药的联合使用。浮选尾矿再经重磁选 ,可再次回收铁。     

西藏某铜矿选矿试验研究

对西藏某铜矿进行了浮选-浸出试验研究,采用先浮选硫化铜矿、后浮选氧化铜矿并在氧化铜矿浮选中添加少量辅助捕收剂YQC-64的工艺流程,可取得硫化铜精矿品位33.83%、氧化铜精矿品位16.84%、总精矿铜品位28.17%、总回收率87.06%的浮选指标。浮选尾矿用硫酸浸出,浸渣品位可降至0.11%。试验结果表明,该工艺较充分有效地回收了铜资源。     

德兴铜尾矿工艺矿物学分析及铜回收试验研究

针对德兴铜矿浮选尾矿进行矿物学分析和浮选试验研究,结果表明：该铜尾矿粒度较细,其中-25 μm含量占80%,且矿物成分复杂。选择戊基黄药、丁铵黑药、水杨羟肟酸作为捕收剂,采用硫化矿、氧化矿分别浮选的方式,并对硫化铜矿物进行再磨再选,最终获得品位为13.67%的硫化铜精矿和品位为6.82%的氧化铜精矿。     

矿山尾矿资源柱浮选技术应用现状

我国尾矿排放量巨大,但综合利用率低,特别是尾矿中微细粒有用矿物难以有效回收,通过回顾目前矿山尾矿综合利用情况,综述了柱浮选技术在回收矿山微细粒尾矿方面的应用现状和特点,并指出柱浮选技术在处理矿山尾矿资源的应用前景。     

某难选微细粒铜镍硫化矿选矿新工艺研究

为综合回收某难选微细粒铜镍硫化矿, 采用铜镍等可浮浮选工艺对其进行了选矿试验研究。结果表明, 在-0.074 mm粒级占80%的磨矿细度下以高选择性的铜矿物捕收剂ZP-02预先浮选铜矿物及部分连生交代、可浮性好的镍矿物, 获得的粗精矿精选后以石灰作抑制剂进行铜镍分离, 浮铜尾矿以硫酸铜作活化剂、丁基黄药作捕收剂浮选镍矿物, 获得了良好的试验指标。采用铜镍等可浮浮选工艺获得了含铜21.57%、含镍0.86%、铜回收率为71.18%的铜精矿, 含镍5.57%、含铜0.44%、镍回收率为25.26%的镍精矿1和含镍5.68%、含铜0.34%、镍回收率50.06%的镍精矿2, 解决了传统工艺分选该铜镍矿石指标差的难题。     

铜-金-黄铁矿矿石金优先浮选的优化

金浮选通常作为贵金属矿石处理的一种方法,本文对硫化矿物结合的金浮选进行了评述,金很容易浮选,但是,可以从含硫化矿物的矿石中选择性地浮选单体金,用重选法时,与黄铁矿和硫化铜矿物结合的细粒金可能损失掉。从硫化矿石中浮选金,可得到直接熔炼的浮选精矿。在PH＞11时可从黄铁矿中亿先浮选硫化铜矿物,在该条件下,单体金的浮选行为是不清楚的,另外,为了获得金的高回收率增大捕收剂（如硫代磷酸盐）用量,此时捕收剂的选择性如何？什么样形式的金被回收？这些问题从文献资料中还难以找到答案,为了回答这些问题,对捕收剂种类和操作参数（如PH、磨矿细度和捕收剂用量）与浮选垢关系进行了研究,在高PH值下几种捕收剂对金和黄铁矿的浮生较好,但是,对黄铜矿的选择性差,通过添加石灰提高PH值,对金没有抑制作用,细粒金能很好浮选而一部分粗粒金进入浮选尾矿中。     

某铅锌矿选锌尾矿工艺矿物学分析

为查明某铅锌矿选锌尾矿回收硫资源过程中硫损失的原因,对该矿山选锌尾矿进行工艺矿物学研究。研究结果表明,样品中主要可供回收的有用矿物是黄铁矿,其次为方铅矿和闪锌矿,脉石矿物主要是石英、方解石和白云石/铁白云石,黄铁矿的含量较高,其解离度为94.31%。基于工艺矿物学研究并结合取样分析,推荐两种提高硫回收率的方案:1.建立新的分选流程,对浮选尾矿进行再磨浮选,对旋流器溢流进行再选;2.在已有的选硫流程基础上进行改进,通过预先分级,将锌尾分为粗粒级和细粒级两部分,各自单独进行分选,粗粒级部分进行再磨浮选,细粒级部分直接浮选。