新疆某氧化铜矿同步浮选——强磁选选矿试验

新疆某氧化铜矿铜品位0.98%,铜主要以氧化铜和硫化铜的形式存在,氧化铜矿物和硫化铜矿物可浮性接近。为给该铜矿石资源开发利用提供技术依据,对其进行选矿试验。结果表明:(1)相比硫化-氧化异步浮选,同步浮选选别指标相近,但工艺流程相对简单;(2)对同步浮选尾矿进行强磁选试验,确定了最佳磁感应强度1.45 T、脉动频率20次/min的试验参数;(3)原矿磨矿至-0.074 mm占91%,经2粗2精3扫闭路浮选—浮选尾矿1粗1精强磁选流程处理,获得铜品位18.29%、回收率75.38%的浮选铜精矿和铜品位4.10%、回收率9.41%的磁选铜精矿,指标较好,工艺流程可供类似铜矿石选矿参考。     

某氧化铜矿石硫化浮选试验

某氧化铜矿石铜品位为3.99%,氧化率73.5%,铜主要以自由氧化铜的形式存在。采用优先浮硫化铜再浮氧化铜的原则流程回收铜,对硫化铜浮选尾矿开展氧化铜硫化浮选试验。以硫化钠为硫化剂,戊基黄药为捕收剂,2#油为起泡剂,进行1粗1精氧化铜矿硫化钠用量、强化硫化药剂、分段加药浮选试验和氧化铜浮选尾矿强磁选试验。结果表明,硫化钠用量为1 500 g/t,不采用强化硫化药剂,分两次加药、加药量比为3∶1时,磁场强度为1 240 k A/m时,浮选效果最佳。在该条件下进行全流程闭路试验,最终可获得铜位40.79%、回收率36.37%的氧化铜精矿1,铜品位17.62%、回收率16.40%的氧化铜精矿2和铜品位4.11%、回收率3.88%的磁选精矿。试验结果可为该氧化铜矿石铜回收工艺的确定提供技术参考。     

某难选氧化铜矿浮选工艺试验

为高效选别某难选氧化铜中的铜资源,在矿石性质研究的基础上,对该矿石采用常规浮选药剂进行了硫化法浮选试验研究。试验结果表明:通过1次快速浮选,快浮尾矿进行2粗2精2扫,可获得精矿1含铜品位为20.12%、铜回收率为56.46%;精矿2含铜品位为15.32%、铜回收率为24.82%;精矿1与精矿2加权精矿含铜品位为18.36%、铜回收率为81.28%,实现了氧化铜矿的有效回收。     

玻利维亚图皮萨混合铜矿选矿试验研究

玻利维亚图皮萨铜矿石属于混合铜矿石,含铜1.65%,铜的氧化率为28.48%。针对该矿石性质进行了浮选试验研究,采用直接浮选先浮硫化铜矿物,再用硫化浮选法浮氧化铜矿物,硫化浮选以丁基黄药+丁基铵黑药+羟肟酸组合作为捕收剂强化对氧化铜矿物的捕收。闭路试验获得铜品位为20.48%,铜回收率为61.77%的硫化铜精矿及铜品位为13.29%,回收率为19.28%的氧化铜精矿,总铜回收率为81.05%,试验研究为该矿的开发利用提供了技术依据。     

云南某难选氧化铜矿浮-磁联合选矿试验

为高效回收利用铜品位为1.28%的云南某氧化铜矿,根据原矿高氧化率、高结合率、嵌布粒度细的特点及不同含铜矿物可浮性和磁性的差异,试验研究采用先浮硫化铜后浮氧化铜-浮选尾矿强磁选的原则工艺流程。试验结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm 84.5%的条件下,进行硫化铜1粗1扫2精浮硫化铜矿,硫化铜浮选尾矿再进行1粗3扫3精浮氧化铜矿,浮选尾矿通过磁选综合回收铜工艺,最终获得的硫化铜精矿铜品位为24.75%,铜回收率为33.03%;获得的氧化铜精矿铜品位为16.12%,回收率为39.25%;获得的磁选精矿铜品位为9.71%,铜回收率为12.50%;总精矿铜品位为16.77%,总铜回收率为84.78%,获得了满意的试验指标。      

云南某低品位混合型铜尾矿浮选工艺研究

铜矿开采导致的铜尾矿堆存问题对社会安全和生态环境产生巨大隐患，提高铜尾矿中有利元素的回收对消耗铜尾矿，解决资源困境有重要的现实意义。云南某选冶厂尾矿库堆存近5×106 t品位为0.43 %左右的混合型铜尾矿，根据硫化铜和氧化铜矿物之间可浮性的差异，对磨矿细度、药剂优化及全流程开路和闭路循环试验进行研究，最终，确定采用“粗选硫化铜矿，扫选氧化铜矿，分别精选提高铜品位”的混合型铜尾矿异步浮选工艺流程，全流程闭路试验获得硫化铜精矿铜品位18.32 %，铜回收率26.84 %，对硫化铜矿物综合回收率为82.44 %；氧化铜精矿铜品位18.15 %，铜回收率31.66 %，对氧化铜矿物综合回收率为48.62 %；铜精矿综合回收率为58.50 %的良好指标，探索出一套技术可行，生产效益高的混合型铜尾矿处理工艺，具有重要的现实意义和技术参考。     

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.     

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。     

旋流器脱泥优化某高泥氧化铜矿石的回收效果研究

某高泥氧化铜矿石铜品位为4.26%，主要铜矿物为孔雀石，其次是辉铜矿、硅孔雀石和斜硅铜矿，脉石矿物主要为泥质粉砂岩、石英粉砂、绢云母、绿泥石等。针对氧化铜矿石浮选中矿泥会恶化浮选过程，大量消耗浮选药剂，影响浮选指标的问题，对磨矿细度为-0.074 mm占64.04%的矿石（-0.010 mm占14.05%）优先选出硫化铜矿物后的产品进行了直接硫化浮选和旋流器机械脱泥后的浮选试验。结果表明，用旋流器脱出的产率为12.64%、铜品位为4.82%的细泥采用浸出工艺处理，铜浸出率达95.26%；产率为87.36%、铜品位为3.32%的沉砂采用硫化浮选流程处理，可获得铜品位为24.75%、铜回收率为67.47%的铜精矿，铜综合回收率为84.01%；而直接硫化浮选仅获得铜品位为19.79%、铜回收率为75.09%的铜精矿，尾矿铜品位高达1.02%。与高泥氧化铜矿石的直接浮选相比，脱泥浮选工艺更加平稳、可控，铜回收指标更理想，浮选药剂用量更低，是一种较有发展前景的工艺形式。     

旋流器脱泥优化某高泥氧化铜矿石的回收效果研究

某高泥氧化铜矿石铜品位为4.26%，主要铜矿物为孔雀石，其次是辉铜矿、硅孔雀石和斜硅铜矿，脉石矿物主要为泥质粉砂岩、石英粉砂、绢云母、绿泥石等。针对氧化铜矿石浮选中矿泥会恶化浮选过程，大量消耗浮选药剂，影响浮选指标的问题，对磨矿细度为-0.074 mm占64.04%的矿石（-0.010 mm占14.05%）优先选出硫化铜矿物后的产品进行了直接硫化浮选和旋流器机械脱泥后的浮选试验。结果表明，用旋流器脱出的产率为12.64%、铜品位为4.82%的细泥采用浸出工艺处理，铜浸出率达95.26%；产率为87.36%、铜品位为3.32%的沉砂采用硫化浮选流程处理，可获得铜品位为24.75%、铜回收率为67.47%的铜精矿，铜综合回收率为84.01%；而直接硫化浮选仅获得铜品位为19.79%、铜回收率为75.09%的铜精矿，尾矿铜品位高达1.02%。与高泥氧化铜矿石的直接浮选相比，脱泥浮选工艺更加平稳、可控，铜回收指标更理想，浮选药剂用量更低，是一种较有发展前景的工艺形式。     

新疆某铜矿氧化矿石选矿的研究

针对新疆某铜矿地表氧化及氧化铜矿品位低的特点，采用硫化浮选法回收铜．在给矿铜品位0．588％的情况下，获得铜精矿品位30．45％，铜回收率67．80％的指标．     

玉龙铜矿Ⅰ号矿体混合矿石选矿试验

为了给西藏玉龙铜矿Ⅰ号矿体的开发提供依据,对该矿体各矿带矿石组成的混合矿石进行了选矿试验研究。针对矿石中除铜外还伴生有钼、铜以硫化铜和氧化铜两种形式存在、钼主要以硫化钼形式存在的特点,试验采用硫化铜钼混合浮选-分离浮选、混浮尾矿再浮选氧化铜的工艺流程,最终获得了铜品位为18.13%、铜回收率为79.31%的综合铜精矿和钼品位为45.97%、钼回收率为79.39%的钼精矿。     

水热硫化法处理难选氧化铜矿

<正> 一、前言 1974年4月,我们提出了一种处理难选氧化铜矿的新方法:水热硫化—温水浮选法。其实质是在热压条件下,用硫与氧化铜矿物发生化学反应,生成稳定易选的人造硫化铜矿物,并在温水中用浮选硫化铜矿的方法来回收。用此法处理东川汤丹低品位难选氧化铜矿石,铜的浮选回收率达87.5％,精矿品位     

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。     

磨矿介质对铜锌硫化矿浮选行为的影响

磨矿是硫化矿浮选前必备的工序之一,对硫化矿后续浮选有着重要影响。针对大井子铜锌硫化矿石,分别探究了陶瓷球和钢球介质磨矿对该矿石铜锌混合浮选的影响。结果表明,在陶瓷球介质磨矿体系下,矿石经过1粗1精2扫流程浮选可获得Cu品位为16.40%、Cu回收率为82.19%,Zn品位为14.50%、Zn回收率为73.99%的铜锌混合精矿。与钢球介质磨矿体系相比,在相同条件下,铜锌混合精矿Cu品位基本不变、Cu回收率提高了1.71个百分点,Zn品位提高了4.41个百分点、Zn回收率提高了24.94个百分点。陶瓷球介质磨矿体系下,电化学作用相对较弱,矿物表面只有少量絮状物覆盖,更有利于矿物的浮选。     

磨矿细度在铜-钼硫化矿异步混合浮选分离工艺中的关键作用研究

针对某低品位铜钼多金属复杂硫化矿, 研究了磨矿细度在铜-钼硫化矿异步混合浮选分离工艺中的关键作用。采用异步混合浮选工艺流程, 得到铜-钼混合精矿、铜精矿和硫精矿, 然后再对铜-钼混合精矿进行再磨浮选分离, 通过优化和控制异步混合浮选工艺中的磨矿细度, 最终获得品位22.85%、回收率87.17%的铜精矿和品位48.85%、回收率68.96%的钼精矿。     

内蒙古某铜矿选矿试验

内蒙古某铜矿原矿含铜1.28%,铜品位较高,但氧化严重,氧化率高达76.07%,属于高氧化铜矿。原矿中氧化铜矿物主要为孔雀石,硫化铜矿物主要为辉铜矿和黄铜矿。为综合利用资源,针对矿石性质,进行了详细的条件试验,最终确定采用"先浮硫化矿后硫化浮选氧化矿"的工艺流程,获得了良好的分选指标。全流程闭路试验获得了含铜28.68%、回收率20.65%的硫化铜精矿以及含铜16.82%、回收率52.38%的氧化铜精矿,总铜精矿含铜19.05%、回收率73.03%,对该类资源的综合利用提供了一定的参考依据。     

西藏某富银难选铜铅锌硫化矿选矿试验研究

针对西藏某富银难选铜铅锌硫化矿矿物共生关系密切、嵌布粒度细且不均匀、相互包裹严重等特点,采用铜铅锌混浮—精矿再磨—铜铅混浮—铜铅分离的浮选流程进行了选矿试验。通过条件试验,确定了矿石最佳磨矿细度和浮选药剂制度。在此基础上进行了闭路试验,最终获得的铜精矿品位为14.48%,回收率为59.72%;铅精矿品位为53.74%,回收率为88.78%;锌精矿品位为57.18%,回收率为84.57%。同时铜精矿中金的品位为73.30 g/t,回收率为41.47%,银品位为12 507 g/t,回收率为83.12%。矿石中铅、锌、铜、金、银等有价元素都得到有效的回收。     

组合药剂硫化——浮选某含银氧化铜矿石的试验研究

为了解决陕西某含银氧化铜矿选矿厂铜回收率低的问题，在矿石性质研究的基础上，进行了详细的选矿试验研究。结果表明，原矿含铜1.24%、银37.2 g/t，铜主要以孔雀石和蓝铜矿的形式存在，银主要赋存于氧化铜矿物中。针对目的矿物嵌布粒度细、硫化速度慢、易泥化的特点，以硫化钠+硫酸铵为组合硫化剂，以异戊基黄药+苯甲羟肟酸为组合捕收剂，采用原矿硫化—浮选—中矿集中再磨再选的工艺流程，最终浮选闭路试验获得了精矿铜品位18.09%、铜回收率89.47%、银品位477.56 g/t、银回收率80.60%的良好指标。该工艺为解决氧化铜矿生产中铜、银选别指标差的问题提供了技术依据。     

从选钨锡尾矿中回收铜锌的研究

对某钨锡多金属矿选钨锡的尾矿进行了回收铜锌的研究,研究确定了采用先浮铜后浮锌的优先浮选工艺回收铜锌矿物。在磨矿细度为-75μm占86%的条件下,用石灰作调整剂,硫酸锌作硫化锌矿物的抑制剂,Dy和丁基铵黑药作捕收剂浮选铜;用硫酸铜作铁闪锌矿的活化剂,石灰作黄铁矿等硫化矿的抑制剂浮选锌。在给矿铜锌品位分别为1.42%、2.78%时,获得铜精矿品位23.85%、回收率90.02%,锌精矿品位45.02%、回收率85.18%的良好指标。