复杂难选氧化铜矿高效利用工艺研究

以某含铜2.08%的难选氧化铜矿为研究对象, 针对其结合铜含量高、赋存在氧化铁矿中的铜含量大的特点, 分别进行了直接酸浸、浮选、浮选-强磁选-强磁尾分级-(磁精矿+强磁尾细粒)酸浸以及强磁选-强磁精酸浸-强磁尾浮选4种工艺对比试验。结果表明, 采用浮选-强磁选-分级-(磁精矿+强磁尾细粒)酸浸工艺流程指标较佳, 浮选获得了铜精矿铜品位22.84%、铜回收率69.49%, 酸浸铜回收率26.40%, 全流程铜总回收率为95.89%。     

西藏玉龙铜矿硫化矿资源开发利用原则方案探讨

玉龙铜矿铜金属储量达650万t,其中硫化矿376万t、氧化矿274万t,铜品位高.硫化矿床铜硫品位高,次生铜含量大,氧化率较高,高岭石和蒙脱石的含量也较高,矿石性质复杂、难选.基于开发氧化铜矿对硫酸的需求,进行了多种选矿方案的对比,探讨了开发利用该硫化矿资源的原则方案.推荐采用铜硫混合浮选、尾矿脱泥后矿砂再选,矿泥酸浸方案为选矿试验流程方案.     

含碳难选氧化铜矿抑碳浮铜-中矿酸浸-置换-浮选试验研究

某氧化铜矿含有碳质, 铜矿物粒径细小、与碳泥质和铁质胶结, 精矿品位低, 氧化铜矿物回收困难。针对抑碳-硫氧混选所得尾矿和难选中矿分别进行了研究。结果表明, 尾矿可选价值不大; 难选中矿可用浸出-置换-浮选方法选别。使用羧甲基纤维素可有效抑制难选中矿酸浸后的碳质、矿泥。采用抑碳-硫氧混选-中矿酸浸-置换-浮选(LPE法)工艺流程, 准确定位难选中矿, 对其进行化学处理, 相对抑碳-硫氧混选工艺流程, 铜回收率增加了5个百分点。     

浮-重联合流程处理铜硫矿泥的试验研究及应用

江西某铜矿矿泥含量大,且矿泥中铜硫品位高,为回收其中的铜硫资源,矿泥经预先分级后,沉砂进行铜浮选,溢流给入铜扫选一作业中,浮铜尾矿重选回收硫的"浮-重"联合工艺对铜硫进行综合回收。铜浮选系统以"Y-10+丁黄+丁铵"组合作为铜的捕收剂,闭路试验获得铜精矿铜品位20.12%,铜回收率61.74%的选别指标。硫回收系统采用"螺旋溜槽-摇床"联合工艺,获得硫精矿硫品位为36.15%,回收率为42.95%的选别指标。     

某铜铀多金属硫化矿综合利用初步研究

<正> 我国某热液型铜铀多金属硫化矿床,因矿化的多阶段性及矿化元素的多样性,矿石成分复杂,共性关系比较密切。根据化学成分的差异,该矿床划分为低硫高碳酸盐(A矿)和高硫高碳酸盐(B矿)两种类型。若以国外广泛采用的酸浸一浮选或浮选一酸浸的经典流程来处理这两种类型高碳酸盐铜铀多金属矿,一则酸耗高,不经济;二则在酸浸铀的过程中,部分铜也被浸出,而使综合提取有用金属的流程复杂,同时铜及伴生有用金属回收率低。通过试验研究,我们基于高价铀能溶于碳酸钠溶液,而铜在该溶液中溶解度低的特性,可采用加压碱浸—浮选(先冶后选)和浮选—加压碱浸(先选后冶)流程处理A矿,     

刚果(金)某高钙镁-硫氧混合型铜钴矿选冶工艺探讨

针对刚果(金)某高钙镁-硫氧混合型铜钴矿进行了选冶联合试验研究,并对原矿直接浸出、浮选先硫后氧-氧化粗精矿不精选入浸、浮选先硫后氧-氧化粗精矿精选入浸三种工艺进行了技术和经济比较。结果表明:浮选先硫后氧-氧化粗精矿不精选入浸工艺的铜、钴选冶综合回收率最高,分别为73.28%和62.34%,浮选先硫后氧-氧化粗精矿精选入浸工艺的综合经济效益最好。此外,浮选尾矿通过磁选作业可使钴的选矿总回收率增加7.15%。     

西藏某高结合率氧化铜矿选冶联合回收实验研究

西藏某高结合率氧化铜矿含铜1.23％,根据其矿石性质,采用浮选酸浸联合工艺回收铜资源.硫化-黄药浮选法回收较易选的氧硫铜矿物,浮选尾矿通过加温酸浸回收其铜资源.实验结果表明,经过一粗一扫二精的浮选闭路流程可获得铜品位为27.33％,回收率为34.88％的铜精矿.浮选尾矿中铜品位为0.81％,对浮选尾矿进行加温酸浸,浸出实验结果表明,在温度为80℃,液固比为3∶1,酸矿比为100kg/t,浸出时间4h,铜浸出率达82.26％.总体实现了该氧化铜矿资源的有效回收.     

石菉氧化铜矿直接浮选的研究

石菉难选氧化铜矿采用离析-浮选,作业复杂、能源消耗大、处理成本高、生产指标也不理想。我们利用混合调整剂与混合捕收剂的协同作用,制定了原矿直接浮选新工艺,获得了良好指标,浮选精矿品位可超过25%,自由氧化铜的回收率达85—90%,酸浸中矿能使微细铜矿物及其连生体得以充分回收,并可浸出30—40%的结合铜。初步估算,该工艺的经济效益比离析-浮选的高得多。     

新疆某铅锌浮选尾矿综合回收氧化锌矿试验研究

新疆某铅锌浮选尾矿锌含量低,细粒级矿物中锌分布率高,属于低品位难选氧化锌矿。试验针对该尾矿中氧化锌矿的回收利用开展了大量探索试验,确定了先浮选、浮选粗精矿重选、重选中矿和尾矿酸浸的试验方案,其中浮选重选联合闭路试验可得到含锌35.98%、含SiO_2 13.17%、锌回收率26.73%的锌精矿,该锌精矿可并入硫化锌精矿直接销售;重选中矿和尾矿进行酸浸试验,浸出率大于80%。浮选—重选+酸浸工艺锌总回收率达到65%以上,实现了尾矿中锌资源的回收利用。     

某低品位铜铅锌硫化矿浮选分离试验研究

针对某低品位铜铅锌硫化矿,采用铜铅顺序优先浮选-锌硫混合浮选再分离工艺进行了浮选分离试验研究。选用高效选择性铜捕收剂BK916和铅捕收剂BK906进行了铜铅顺序优先浮选试验研究,并在锌硫分离试验研究中,利用环保型抑制剂BD和石灰的组合作用,有效抑制了锌硫混合精矿中的黄铁矿,获得了铜品位20.68%、铜回收率72.98%的铜精矿,铅品位61.38%、铅回收率73.57%的铅精矿,锌品位46.31%,锌回收率73.17%的锌精矿和硫品位48.54%的硫精矿。     

甘肃某复杂铜铅锌硫化矿石浮选新工艺研究

为解决甘肃某铜铅锌多金属硫化矿矿石性质变化后原选矿工艺流程不能适应的问题,进行了铜与部分铅锌优先混合浮选再分离浮选-其余铅锌与硫混合浮选-铅锌与硫分离浮选新工艺的试验研究,闭路试验获得了铜精矿铜品位为20.99%、铜回收率为74.23%,铅锌混合精矿铅和锌品位分别为16.65%和27.32%、铅和锌回收率分别为91.11%和93.32%,硫精矿硫品位为41.62%、硫回收率为37.58%,伴生金和银在铜精矿和铅锌混合精矿中的总回收率分别为83.84%和88.27%的良好指标。     

某黝铜矿型铜铅锌多金属矿选矿试验研究

对某黝铜矿型铜铅锌多金属矿进行了选矿试验研究。结合矿石性质及一系列探索试验研究结果,最终采用铜铅混浮-混浮精矿再磨-铜铅分离-混浮尾矿浮锌-锌尾矿浮硫的工艺回收该矿中的铜、铅、锌和硫,闭路试验获得了铜精矿铜品位18.25%、铜回收率73.88%,铅精矿铅品位59.91%、铅回收率82.06%,锌精矿锌品位50.15%、锌回收率91.82%,硫精矿硫品位49.96%、硫回收率74.14%。通过所确定的工艺流程与药剂制度对选矿工艺进行了改造,改造后铜精矿品位提高6.51个百分点,铜回收率提高8.68个百分点,铅、锌回收率分别提高6.59和2.36个百分点。     

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。     

低品位铜铅多金属硫化矿浮选分离试验研究

对四川汉源地区某高硫型低品位铜铅多金属硫化矿进行了浮选分离试验研究。采用混合浮选得到铜铅混合精矿, 铜铅混合精矿经铜铅分离, 分别得到铜品位18.72%、含铅0.66%、含硫22.03%、铜回收率87.12%的铜精矿和铅品位59.66%、含铜0.58%、含硫14.89%、铅回收率85.72%的铅精矿; 铜铅混合浮选尾矿再浮选可进一步得到硫品位48.73%、含铜0.05%、含铅0.22%、硫回收率87.93%的硫精矿, 实现了该低品位多金属硫化矿中有价金属的综合回收。     

新疆某铜矿选矿工艺流程研究

新疆某铜矿石含铜0.52%、含硫1.62%。优先浮选流程试验采用AP作捕收剂,获得了铜品位24.41%、回收率90.04%的铜精矿。混合浮选流程试验采用BK404作捕收剂,获得了铜品位24.59%、铜回收率91.28%的铜精矿。对两种工艺流程进行了对比分析。     

某硫化铜矿浮选工艺对比试验研究

针对某硫化铜矿的特点, 在试样多元素分析和查明目的矿物成分的基础上, 进行了铜硫混浮和铜优先浮选两种工艺对比研究, 确定了最佳的工艺流程为铜优先浮选流程, 针对含铜0.82%的原矿, 最终可获得铜精矿铜品位24.54%、铜回收率91.95%的指标。     

云南某铜铅锌多金属硫化矿石浮选试验

云南某铜铅锌多金属硫化矿石铜、铅、锌含量分别为0.58%、0.75%、3.01%,有害元素砷含量低。为开发利用该矿石,对其进行了选矿试验研究。结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm占85%条件下,以硫代硫酸钠、腐殖酸钠、六偏磷酸钠为脉石抑制剂、硫酸锌为锌矿物抑制剂、乙基黄药为捕收剂进行铜铅混合优先浮选,铜铅混合精矿以石灰为pH调整剂、EMY-306为抑制剂、Z-200为捕收剂进行铜铅分离,铜铅混浮尾矿以硫酸铜为活化剂、丁基黄药为捕收剂进行锌浮选,获得的铜精矿铜品位为26.09%、回收率为71.25%,铅精矿铅品位为48.82%、回收率为69.21%,锌精矿锌品位为49.80%、回收率为87.78%。试验取得了较好的分选指标,为该矿石资源的开发利用提供了技术依据。     

澳大利亚某含硫铁铜矿的选矿工艺研究

针对澳大利亚某含硫铁铜矿样, 采用先浮选硫化矿物、后磁选铁矿物的原则工艺, 可在有效降低铁精矿中硫含量的同时综合回收矿石中的铜、硫。在原矿磨至-0.074 mm粒级占70%后铜硫混选, 粗精矿再磨至-0.074 mm粒级占95%后铜硫分离, 铜硫混选尾矿再弱磁选的闭路试验中, 可以获得铜精矿品位19.93%、铜回收率80.35%, 硫精矿品位32.75%、硫回收率41.13%, 铁精矿铁品位71.45%、铁回收率89.44%(铁精矿含硫0.34%)。     

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。