哈萨克斯坦某低品位高氧化率铜矿选矿试验研究

针对低品位、高氧化率铜矿的回收技术难题,对哈萨克斯坦某氧化铜矿进行了试验研究,该矿中铜品位为0.82%,氧化率达到98.78%,属于低品位高氧化率铜矿。采用预先脱泥—硫化—黄药浮选工艺流程进行选别回收。根据条件试验研究,确定最佳药剂用量为:硫化钠2 000 g/t,硫酸铵1 200 g/t,丁基黄药+异戊基黄药为150+150 g/t。以一次粗选、三次精选、三次扫选的闭路流程,最终得到品位为14.06%、回收率为85.90%的铜精矿,使该高氧化率铜矿得到了较好的回收。     

西藏某低品位氧化铜矿选矿试验研究

西藏某低品位氧化铜矿是一高氧化率的氧化铜矿。原矿含铜1.14%,其中氧化铜占其总铜量的92.7%。矿石中可选含铜矿物主要为孔雀石和赤铜矿。选矿试验结果表明,采用硫化浮选法,可获得含铜25.35%,回收率73.91%的铜精矿,选别效果较好。     

河南某低品位混合钼矿选矿试验研究

河南某钼矿品位低,氧化率高,为低品位混合型钼矿,为了对其进行可选性评价,进行了矿石性质及实验室选矿试验研究,最终采用BK4及JD-Mo为捕收剂,硅酸钠、碳酸钠、磷洛克斯、硫化钠为调整剂,通过钼混合浮选再分离的浮选试验流程,从含钼0.095%的原矿中得到了钼品位为45.81%,钼回收率为67.58%的钼精矿产品及钼品位1.97%,钼回收率22.01%的钼中矿产品,钼资源得到了综合回收,选矿指标理想,为该矿的开发利用提供了科学依据。     

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.     

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。     

新疆某高氧化率氯铜矿石选矿试验研究

新疆某氧化铜矿石品位较低,为确定矿石的合理开发利用工艺,在工艺矿物学研究基础上进行了选矿试验研究。结果表明,矿石氧化率高达93.12%,有用铜矿物氯铜矿嵌布粒度偏细,与白云石、绿泥石等脉石矿物共生关系紧密,单体解离困难,属易泥化低品位难选氧化铜矿石;试样在磨矿细度为-0.074 mm占85%的情况下,采用1粗2精2扫、中矿顺序返回流程处理,最终可获得Cu品位27.20%、回收率75.39%的铜精矿,实现了铜的有效回收。     

云南某低品位氧化铜矿的选矿试验研究

试验矿样取自云南某地的低品位氧化铜矿,原矿品位0.68%,研究了该铜矿的浮选工艺以及在浮选过程中各种药剂的用量,最终精矿中铜的品位达到25.96%,回收率达到76.62%;与此同时,伴生银的品位达到264.2g/t,回收率达到57.16%。结果表明,此选别工艺可有效处理该低品位氧化铜矿。     

某高氧化率铜矿石的选矿试验研究

介绍了某矿区高氧化率铜矿石的性质,对该高氧化率铜矿石进行了详细的条件试验研究,在原矿铜品位为0.99%,铜氧化率高达60.79%的情况下,试验采用两粗三精两扫浮选工艺流程,获得了铜精矿铜品位为17.47%、铜回收率为63.45%的选矿指标,为该高氧化率铜矿石的开发利用提供了技术依据。     

某高氧化率铅锌矿选矿试验研究

针对某铅锌矿石嵌布粒度微细、共生关系复杂、氧化率高的性质特点,开展了系统的选矿试验研究。确定采用铅锌依次优先浮选的原则流程,并通过条件试验制定了适宜的药剂制度。结果表明：① 铅浮选作业添加Na2S可有效活化部分白铅矿,提高铅回收率;采用XDT-22配合硫酸锌能有效抑制锌矿物的上浮,降低铅精矿中锌的含量;以XCT-11作为辅助捕收剂,可进一步提高铅回收率。② 锌浮选作业采用组合捕收剂XCT-11能强化对锌矿物的捕收,提高锌回收率。③ 在磨矿细度-74 μm占75%的条件下,闭路试验可获得铅品位47.85%、铅回收率68.31%的铅精矿和锌品位45.86%、锌回收率82.81%的锌精矿,指标较为优异。     

云南某高氧化率混合铜矿石选矿试验

云南某混合型铜矿石氧化率高达47.06%,且大量铜矿物以极细粒与脉石矿物共生,分选难度极大。对该矿石进行了浮选工艺技术条件研究。结果表明,采用磨矿-3次粗选-粗精矿再磨-2次精选的闭路流程处理,在有硫化钠活化的情况下,获得了铜品位为23.03%、回收率为54.65%的铜精矿。     

某低品位细粒嵌布硫化铜矿选矿工艺研究

对某低品位铜矿石进行了选矿试验研究。针对铜矿物细粒嵌布特点,开展了细磨及细粒浮选工艺条件试验研究,采用HD-2为脉石抑制剂、KMY-2为铜捕收剂,经铜硫混浮-再磨-铜硫分离小型闭路试验,获得了铜品位23.32%、铜回收率78.45%的铜精矿。     

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%。     

云南金山高氧化率氧化铜矿浮选试验研究

云南金山氧化铜矿含铜3.184%,氧化率70.85%,属于高氧化率的氧化铜矿石。针对该矿石的特点,采用硫化浮选工艺,两次粗选、一次精选、三次扫选,获得铜精矿品位为22.087%、回收率为87.06%的良好指标,为开发该铜矿资源奠定了试验基础。     

某地高碳难选氧化铜矿选矿试验研究

该矿在预先脱碳过程中,黄铜矿随碳质浮出。可利用黄铜矿与碳质密度差异进行碳铜分离。由于近30%的氧化铜矿以吸附状态赋存在褐铁矿中,造成此部分氧化铜难以回收。经多方案试验确定宜采用重选—浮选联合工艺流程,其最终获得了铜品位13.02%、回收率57.95%的技术指标。     

高氧化率铅锌矿浮选试验研究*

为了更准确的找出最优的试验条件,本文采用RSM对高氧化率铅锌矿浮选中选锌的条件试验结果进行分析,得到最优试验条件为：碳酸钠624.68g/t、六偏磷酸钠1200g/t、硫化钠6.01kg/t、十八胺200g/t。并在此基础上进行铅、锌浮选的闭路试验,获得铅精矿中Pb品位52.22%,回收率92.07%,锌精矿中Zn品位38.10%,回收率89.46%的理想指标。可供作为铅锌矿选别及RSM在选矿试验中的应用提供参考。     

某高硫铅锌矿选矿工艺研究

本次试验针对某高硫铅锌矿石,采用石灰作为矿浆pH调整剂,控制矿浆pH值在9.0左右,Na2S+ZnSO4作为锌矿物的组合抑制剂,乙硫氮+Z-200作为铅矿物的组合捕收剂,采用铅、锌、硫依次优先浮选流程,获得了较满意的试验指标。     

某含碳氧化铜矿选矿试验研究

四川某氧化铜矿矿物组成复杂,具有氧化率、结合率、碳含量均较高的特点,研究选用具有针对性的碳质脉石抑制剂T-206,制定了较为合理的浮选流程和工艺技术参数,取得了较为满意的浮选指标,精矿铜品位达18.43%,回收率67.56%,实现了该类含碳氧化铜矿浮选技术的突破。     

某钾化蚀变岩型低品位金矿选矿试验研究

对河北某钾化蚀变岩型低品位金矿进行了选矿试验研究。在磨矿细度-0.074 mm粒级占65%条件下, 采用一次粗选两次扫选一次精选闭路浮选, 获得了金精矿金品位43.47 g/t、金回收率82.70%的良好指标, 为现场清洁生产和矿产资源高效利用提供了技术依据。