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。     

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。     

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。     

智利北部某极难选氧化铜尾矿回收工艺研究

智利北部科皮亚波地区某铜尾矿铜品位约1.83%、氧化率约90%、含金2.1 g/t,在采用常规硫化浮选和直接浮选工艺均无法获得合格铜精矿的情况下,为了有效利用该尾矿资源,在对其矿石性质研究的基础上,同时进行了硫化与直接浮选对比试验研究、捕收剂用量大范围调整试验和直接浮选药剂组合对比试验。试验结果表明:通过采用Y-89、丁黄、硫氨脂(Z200)3种药剂组合直接浮选,试验获得了铜精矿铜品位为31.10%,铜回收率为82.07%,铜精矿金含量为24 g/t,金回收率为52.92%的较好指标;该无硫化药剂组合直接浮选新工艺可为回收利用智利北部类似铜尾矿提供有益参考。     

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。     

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。     

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。      

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.     

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。     

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.     

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。     

锌铜分离方法的试验研究(摘要)

天宝山矿东风选厂所处理的矿石为矽卡岩型低品位多金属硫化矿,主要有用矿物为闪锌矿、黄铜矿、方铅矿。该厂采用铜铅部分混合浮选,用硫酸锌加氰化物抑制锌,铜铅部分混合浮选精矿采用氰化法分离,混合浮选尾矿再选锌的工艺流程。近年来,随着入选矿石性质的变化,铜精矿含锌在12%左右,不仅降低了铜精矿质量,直接影响铜精矿售价,而且造成大量锌金属损失于铜精矿中。为降低铜精矿含锌,进行了选矿试验。研     

某铜金矿选矿试验研究

对含Au3.03g/t,Cu3.52%的铜金矿进行可选性试验,最终确定重选回收粗粒金,重选尾矿先浮选硫化铜再浮选氧化铜的方案。通过重选可获得含金915.5g/t,收率为12.96%的粗粒金产品;重选尾矿在-200目占90.44%的细度下进行浮选,通过试验可获得含铜27.23%,回收率为54.85%的硫化铜精矿和含铜33.17%,回收率为26.20%的氧化铜精矿,铜总的回收率可达81.05%,尾矿仅含铜0.74%。重选尾矿中的金绝大部分进入硫化铜精矿,其含金31.25g/t,回收率为73.12%,金总的回收率可达91.80%。     

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。     

某含钴氧化铜矿选矿试验研究

某含钴氧化型铜矿含铜3.22%、含钴0.045%, 采用先浮硫化矿后浮氧化矿原则流程, 进行了实验室验证试验及扩大连选试验研究。实验室验证试验获得了铜品位51.52%、钴品位0.138%的硫化铜精矿和铜品位19.53%、钴品位0.437%的氧化铜精矿; 扩大连选试验获得了铜品位45.11%、钴品位0.154%的硫化铜精矿和铜品位12.31%、钴品位0.261%的氧化铜精矿; 铜总回收率大于80%, 钴总回收率大于55%。研究成果可为该矿石工业应用工程设计提供依据。     

国外某低品位铜锌硫化矿浮选分离试验研究

国外某低品位铜锌硫化矿矿床属于矽卡岩型,为确定该矿石中有价金属开发利用的可行性,进行了选矿试验。研究表明,矿石中铜品位为0.38%,锌品位为1.26%,针对矿样组成特性,确定了优先浮选铜, 选铜后的尾矿再浮选锌的工艺流程处理该硫化矿矿石。在磨矿细度为-0.074 mm占74.60%的条件下,选用石灰为矿浆pH调整剂,硫酸锌和亚硫酸钠为组合抑制剂,Z-200为捕收剂优先浮选硫化铜矿物;对选铜尾矿继续 采用石灰调节矿浆pH值,硫酸铜活化被抑制的锌矿物,丁基黄药为捕收剂浮选硫化锌矿物的药剂方案,经“2粗2精”选铜、“1粗3精2扫”选锌的闭路试验,最终获得铜精矿铜品位和回收率分别为22.55%、85.19%和锌 精矿锌品位和回收率分别为44.83%、74.36%,有效地实现了铜锌硫化矿的分离与回收,为国外该类型硫化矿矿石的开发利用提供依据。     

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。     

湖北某难选氧化铜矿选冶联合试验研究

针对湖北某高氧化率、高结合率和高泥氧化铜矿的浮选难题,通过试验研究,设计开发出适合该矿石的选冶联合工艺流程:首先快速浮选矿石中的硫化铜矿物,然后对浮选尾矿进行加温酸浸,浸出液再采用硫化钠沉淀,最后添加一定量的粗粒硫化铜精矿进行载体浮选,在原矿含铜1.87%的情况下,通过闭路试验获得总铜精矿含铜18.91%,铜回收率79.33%的良好指标。     

某氧化铜矿联合选矿工艺研究

某氧化铜铜品位为5.55%,氧化率高达99.37%,含泥量大,氧化铜矿物种类多,矿石性质复杂。为了较好的回收该氧化铜矿,首先浮选脱除矿泥及滑石后,采用常规的硫化浮选法回收铜;所脱除矿泥及滑石采用重选回收部分铜;浮选尾矿采用磁选回收部分弱磁性难浮选的氧化铜。该脱泥重选—浮选—磁选联合工艺获得总铜精矿铜品位为19.86%,回收率为76.94%,取得了较好的选矿技术指标。     

从安徽某磁铁矿磁选尾矿中选铜的试验研究

安徽某磁铁矿磁选尾矿含铜、硫,但铜品位低,且铜矿物嵌布粒度细,含泥量高,以常用浮选药剂按常规铜硫混浮-铜硫分离、中矿顺序返回流程进行选矿试验,铜精矿铜品位仅为15.62%、回收率仅为75.38%。为此,采用自行研制的新型酯类硫化矿捕收剂PL411,并按中矿选择性磨浮大闭路循环新工艺进行选矿试验,最终获得铜品位为22.13%、铜回收率为81.88%的铜精矿和硫品位为46.58%、硫回收率为78.47% 的硫精矿。该试验结果为安徽某磁铁矿尾矿的二次开发奠定了基础,同时对其它类似磁铁矿尾矿的综合利用具有一定的借鉴和参考价值。