某难选多金属铜铅锌矿石选别研究与应用

介绍通过现场生产工艺条件改进,显著提高了生产技术指标。铜精矿品位由17．67％提高到26．35％,铜精矿含锌由12．43％降到7．74％,铜精矿由含锌超标的废品变成质量较好的合格等级品。锌回收率提高5．11％;铅回收率提高2．37％。企业获得显著经济效益。     

提高某铜锌硫化矿石选别指标的试验研究

某铜锌硫化矿随着开采向深部延伸,地质条件发生变化,矿石中出现了大量的磁黄铁矿,且矿物共生关系变得更为复杂。选矿厂按原有铜、锌依次浮选工艺组织生产,选铜时由于磁黄铁矿的干扰和磨矿细度不足而导致铜锌分离效果不佳,选锌时则由于流程结构不尽合理而导致锌回收率较低。针对这些问题开展选矿工艺流程优化研究,在选铜前先通过1次磁选将磁黄铁矿脱除并将入选细度由-0.074 mm占70%提高到-0.074 mm占80%,在选锌时增加1次扫选、1次精选和1次精扫选,最终获得了铜品位为21.68%、锌含量为0.62%、铜回收率为93.14%的铜精矿和锌品位为48.87%、锌回收率为74.92%的锌精矿。与模拟现场工艺流程所获闭路试验指标相比,优化后工艺流程所获铜精矿的铜品位和铜回收率分别提高了0.70和1.45个百分点、锌含量降低了2.83个百分点,所获锌精矿的锌回收率提高了3.67个百分点,优化效果明显。     

某难选多金属铜铅锌矿石选别研究与应用

介绍通过现场生产工艺条件改进,显著提高了多项生产技术指标.铜精矿品位由17.67%提高到26.35%,铜精矿含锌由12.43%降到7.74%,铜精矿由含锌超标的废品变成质量较好的合格等级品.锌回收率提高5.11%;铅回收率提高2.37%.企业获得显著经济效益.     

提高难选氧化铜矿石中铜的综合回收率的试验研究

对难选氧化铜矿石浮选前，采用“稀Ｈ２ＳＯ４浸出氧化铜、铁屑置换沉酮”的预处理工艺，与普通硫化浮选法相比，其铜回收率可提高４０％以上，且药剂制度简单，技术可行，经济合理。     

含炭硬质高岭石矿石用于造纸涂布的中间试验研究

含炭硬质高岭石矿中的铁质,若以硫铁矿为主存在时,可采用氧化焙烧、化学漂白除铁,其后再采用煅烧除炭,细磨和超细磨与分级,可获得造纸涂布用煅烧高岭土。     

复杂难选铜铅锌多金属矿石的选矿工艺技术改造与生产实践

对某复杂多金属矿石的工艺矿物学进行了研究, 对原生产工艺流程及工艺条件进行了分析, 针对其中的问题进行了工艺流程及药剂制度改造, 采用优先选铜-铜浮选尾矿选铅-再选锌的工艺流程, 并采用效果较好的铜捕收剂YK1-11和铅抑制剂YK3-09, 最终获得了品位16.16％的铜精矿、品位55.39％的铅锌混合精矿和品位45.52％的锌精矿, 铜、铅、锌回收率均有大幅提高。该研究为类似复杂铜铅锌多金属矿的开发与利用提供了新的思路。     

四川某铜多金属矿石选矿试验

四川某铜多金属矿石中除铜外,还伴生有钼、硫钴和铁。为了合理有效地利用该矿石,对其进行了选矿工艺研究。结果表明,采用铜钼混合浮选-铜钼分离浮选-混浮尾矿浮硫钴-浮选尾矿弱磁选回收铁的工艺流程,可在高效回收铜的同时较好地实现钼、硫钴和铁的综合回收,所获铜精矿铜品位为21.25%、铜回收率为93.38%,钼精矿钼品位为45.78%、钼回收率为45.72%,硫钴精矿硫品位为44.69%、钴品位为0.46%、硫回收率为41.53%、钴回收率为46.42%,铁精矿铁品位为63.73%、铁回收率38.29%。     

应用新型组合药剂提高铜、硫选别指标的研究

某矿生产的铜硫矿石类型较复杂 ,矿石性质变化较大。采用单一药剂选别 ,难以适应矿石性质的变化 ,选矿药剂用量较大 ,选别指标难以提高。对其浮选药剂制度进行了系统试验研究 ,并研制开发了以新型浮选增效剂TF 3为核心的新药剂。结果表明 ,TF 3新型浮选增效剂能显著促进铜、硫矿物的浮选 ,降低选矿成本 ,提高铜、硫浮选指标。据初步估算 ,每年可为选厂增加经济效益 387.2万元以上。     

某硫化铜金矿选矿试验研究

某硫化铜金矿原矿Cu和Au品位分别为3.27%和2.35 g/t, 针对铜的赋存状态及粒度嵌布特点, 进行了浮选工艺研究。确定了最佳试验条件为: 磨矿粒度为-0.074 mm粒级占70%, pH=8.5, 采用BY-309与B-5050组合作捕收剂, 用量分别为110 g/t和55 g/t, 一粗三精三扫闭路试验获得了含Cu 18.87%、Au 13.587 g/t的铜金混合精矿, 铜、金回收率分别达到了92.70%与89.53%, 实现了硫化铜金矿综合高效回收。     

新疆某低品位难选氧化铜矿选矿试验研究

新疆某氧化铜矿含铜0.84%, 氧化率高达78.81%, 属含泥量高的低品位难选氧化铜矿。为回收利用该矿石资源, 对其进行了选矿工艺条件与工艺流程试验研究。结果表明, 采用硫化浮选法可有效回收该氧化铜矿, 在磨矿细度-0.074 mm粒级占75% 的条件下, 以水玻璃作为矿泥分散剂、Na₂S作为氧化铜活化剂、戊基黄药+B130+25^#黑药作为组合捕收剂、2^#油作为起泡剂, 经过二粗三精二扫闭路浮选流程, 最终得到铜品位19.47%、回收率78.19%的铜精矿。     

云南某低品位难选氧化铜矿选矿试验研究

对云南某低品位复杂难选氧化铜矿进行了浮选试验研究, 采用硫化浮选法, 经二粗一扫四精流程, 在磨矿粒度为-0.075 mm粒级占74.90%条件下获得了铜精矿产率1.11%、Cu品位21.48%、回收率70.33%的选矿指标。     

青海某铜矿选矿试验研究

分析了青海省某铜矿的主要矿物组成,针对其有用矿物为黄铜矿及诺硫铁铜矿,且铜大部分以原生矿形式存在的铜原矿,进行了捕收剂种类、铜硫分离等探索性浮选试验,并进行了闭路流程试验,确定最佳选别流程及药剂制度,并最终得到铜品位为17.41%,回收率为88.88%的铜精矿;硫品位为35.71%,回收率61.86%的硫精矿.     

新疆某混合铜矿石选矿试验

新疆某铜矿石铜品位为1.45%,属于氧化-硫化混合型铜矿石。对该矿石进行了磨选工艺技术条件研究。结果表明,矿石在磨矿细度为-200目占65%情况下,经硫化钠硫化,采用1粗3精2扫、中矿顺序返回流程处理,可获得铜品位为24.98%、回收率为83.58%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。     

青海某难选铜矿石选铜工艺优化研究

青海某高硫难选铜矿石由于生产现场铜矿物单体解离不充分,黄铁矿抑制效果不理想,以及未解离的铜硫连生体以中矿的形式反复循环,致使浮选过程不稳定、生产指标不理想。为改善生产指标,在现场流程考查明确了影响生产指标原因的基础上进行了选铜工艺优化实验室试验研究。结果表明,采用1粗3精3扫、精选1尾矿与扫选1精矿合并返回再磨、其余中矿顺序返回流程处理,在磨矿细度由-0.043 mm占75%提高至94%、精选硫抑制剂由石灰改为漂白粉+腐植酸钠、铜捕收剂由丁基黄药+MA改为Z-200的情况下,最终获得了铜品位为16.62%、铜回收率为80.75%的铜精矿,比现场铜精矿铜品位和铜回收率分别提高了2.05和0.54个百分点。新工艺方案对原工艺的改动很小,但生产指标改善明显,适合用于对原工艺进行优化改造。     

某难选混合铜矿选矿工艺试验研究

针对云南某地难选混合铜矿进行了选矿试验研究。结果表明:采用混合捕收剂,经过两次粗选和三次精选的浮选流程,可获得铜精矿品位为15.52%、回收率为81.71%的较好浮选指标。该工艺流程简单,易于工业化生产。     

四川某难选氧化铜矿石选别试验

四川某难选氧化铜矿石矿物组成和结构构造复杂,游离氧化铜与结合氧化铜占总铜的93.79%,以孔雀石和蓝铜矿的形式存在,铜矿物嵌布粒度较细,主要分布在非金属矿物裂隙中。对该矿石的工艺技术条件研究结果表明,DZ-602与Na2S组合可有效活化氧化铜矿物,提高其疏水性,采用2粗2精2扫、中矿顺序返回流程处理该矿石,最终可获得铜品位为20.12%、铜回收率为75.35%的铜精矿。     

云南某难选混合铜矿选矿试验研究

所研究的矿石原矿品位低,共生关系复杂、铜的嵌布粒度细,难以获得理想的选矿指标。本文根据矿石的特点,采用细磨加强了矿物的解离。最终获得了铜精矿含铜24.57%,回收率84.14%的满意指标。