某复杂低品位铜钼硫多金属矿选矿工艺技术研究

某矿石中铜、钼、硫含量分别0.35%、0.011%、2.38%,属于低品位铜钼硫多金属矿。矿石中矿物种类多,嵌布关系复杂,铜、硫可浮性相近,有效回收利用该矿石较为困难。通过流程方案对比,采用选择性捕收剂BK322,通过钼铜等可浮—铜硫混合浮选工艺流程,闭路试验获得了含铜24.79%、含铜0.76%、铜回收率79.61%、钼回收率72.74%的铜钼混合精矿,含铜13.40%、铜回收率7.62%的铜精矿,以及含硫45.79%、硫回收率72.88%的硫精矿;混合精矿经铜钼分离,最终获得含钼46.12%、钼回收率65.12%的钼精矿;综合铜精矿铜品位23.36%、铜回收率87.20%。     

某铜硫矿优先浮选工艺研究

依据矿石性质进行了详细的条件试验,最终采用以WT为捕收剂的优先浮选工艺流程,并以闭路试验进行了验证.在原矿含铜1.12%、含硫20.14%的情况下,可获得含铜24.2%、铜回收率为95.29%的铜精矿以及含硫46.65%、硫回收率为86.88%的硫精矿,选别效果较好.     

铜硫无碱等可浮工艺分选秘鲁某铁多金属矿深部矿石

对秘鲁某铁多金属矿含Cu 0.127%、Au 0.08 g/t、S 2.08%、Fe 40.56%的深部矿石进行了选矿工艺试验研究。该矿原设计选矿工艺流程为铜硫混选—铜硫分离—混选尾矿磁选回收铁,存在铜硫分离难度大、石灰用量高和分选指标不理想等问题。针对原流程存在的问题,根据矿石性质,采用铜硫等可浮—硫浮选—磁选和铜硫等可浮—磁选—铁精矿浮选脱硫两种原则工艺流程进行试验研究,铜硫等可浮分选时,采用选择性的铜捕收剂BK306在无碱条件下将铜和部分易浮硫化物浮出,然后进行铜硫分离回收铜、金;最后通过磁选从浮选尾矿中回收铁。通过铜硫等可浮(粗精矿再磨精选分离)—硫强化浮选—磁选和铜硫等可浮(粗精矿再磨精选分离)—磁选—铁精矿强化浮选脱硫两种试验方案的工艺流程和闭路试验指标的对比分析,最终确定了铜硫等可浮(粗精矿再磨精选分离)—磁选—铁精矿强化浮选脱硫的工艺流程,闭路试验获得含铜19.68%、含金8.26 g/t、铜回收率73.19%、金回收率41.83%的铜精矿,含硫35.58%、硫回收率26.02%的硫精矿,以及含铁69.23%、含硫0.16%、铁回收率91.40%的铁精矿。该工艺既可实现...     

含复杂磁黄铁矿铜硫矿石选矿工艺流程试验研究

对某含复杂磁黄铁矿铜硫矿石进行了选矿工艺流程的试验研究。根据矿石性质,采用铜优先浮选—磁选—硫浮选和磁选—铜浮选—硫浮选两种原则工艺流程进行试验研究,通过铜优先浮选(中矿顺序返回)—磁选—硫浮选、铜优先浮选(中矿再磨再选)—磁选—硫浮选和磁选—铜浮选—硫浮选三种试验方案的工艺流程和闭路试验指标的对比分析,最终确定了铜优先浮选(中矿顺序返回)—磁选—硫浮选的工艺流程,闭路试验获得含铜24. 81%、铜回收率86. 31%的铜精矿,含硫37. 83%、含铁58. 21%、磁硫品位(Fe+S) 96. 04%、硫回收率40. 60%的磁黄铁硫精矿,以及含硫46. 05%、硫回收率47. 90%的硫精矿,硫总回收率为88. 50%。     

伏牛山铜业公司高硫铜锌矿石选矿工艺研究

对伏牛山高硫铜锌矿石进行工艺矿物学和选矿工艺研究,研究表明,采用优先选铜-锌硫混浮再分离及铜锌硫依次优先浮选工艺可较好地回收矿石中的铜锌硫,小型闭路试验可得到含铜27-28%、铜回收率86.3%的铜精矿,含锌50.53-51.83%、锌回收率88.11-90.38%的锌精矿,含硫42-43%、硫回收率78%的硫精矿。     

赞比亚某复杂铜钴矿选矿工艺研究

本文针对赞比亚某铜钴矿进行了工艺矿物学研究,在其基础上进行了详细的选矿试验研究。根据矿石中铜、钴矿物的可浮性差异,通过使用高效选择性捕收剂BK404,采用优先选铜-尾矿选钴的工艺流程,最终获得实验室小型闭路试验结果为：铜精矿含铜32.48%,回收率89.75%;钴精矿含钴1.58%,回收率46.75%。     

低品位难选斑岩型铜钼矿浮选试验研究

在对某低品位难选斑岩型铜钼矿进行矿石性质研究的基础上,采用铜钼(硫)混合浮选-混合精矿脱硫精选-钼铜分离的工艺流程,闭路试验可获得含钼43.62%、钼回收率70.41%的钼精矿、含铜24.25%、铜回收率87.14%的铜精矿以及含硫39.30%、硫回收率79.08%的硫精矿。该试验研究结果可以作为开发利用该铜钼矿的技术依据。     

高含磁黄铁矿铜硫矿石选矿试验研究

某高硫铜矿石磁黄铁矿和绿泥石等易泥化脉石矿物含量较高,且磁黄铁矿的可浮性和磁性差异较大,对铜硫分离浮选干扰很大。根据矿石性质,采用铜优先浮选—磁选回收磁黄铁矿—硫浮选工艺进行了选矿试验研究,即首先在较低碱度下采用铜选择性捕收剂组合(BK-306 TL-1)优先选铜;然后采用磁选回收磁性磁黄铁矿,再以高效硫活化剂BK546和组合捕收剂(丁基黄药 AT608)强化浮选回收硫矿物,实现了矿石中铜、硫的有效回收。闭路试验获得含铜24.81%、铜回收率86.31%的铜精矿,含硫37.83%、含铁58.21%、磁硫品位(Fe S)96.04%、硫回收率40.60%的磁黄铁硫精矿,以及含硫46.05%、硫回收率47.90%的硫精矿,硫总回收率为88.50%。     

高含磁黄铁矿铜硫矿石浮磁联合分选试验

某高硫铜矿石磁黄铁矿和绿泥石等易泥化脉石矿物含量较高,且磁黄铁矿的可浮性和磁性差异较大,对铜硫分离浮选干扰很大。根据矿石性质,采用铜浮选(铜中矿再磨)—磁选回收磁黄铁矿—硫强化浮选的浮磁联合分选工艺进行了试验研究,即首先在较低碱度下采用选择性组合捕收剂(BK-306+TL-1)优先选铜,铜中矿再磨再选;然后采用磁选回收磁性硫化物,最后以丁基黄药+AT608组合捕收剂并辅之以BK546高效硫活化剂强化浮选回收硫矿物,使矿石中的铜和硫铁矿物得到了有效的分离回收。闭路试验获得含铜28.38%、铜回收率87.33%的铜精矿,含硫36.80%、含铁57.97%、磁硫品位(Fe+S)94.77%、硫回收率31.13%的磁黄铁硫精矿,以及含硫49.06%、硫回收率57.73%的硫精矿,硫总回收率为88.86%。     

某难选铜铅锌多金属硫铁矿选矿试验

以某铜铅锌复杂难选多金属硫铁矿为研究对象,在对该矿石工艺矿物学研究的基础上,进行了大量的探索试验研究。试验结果表明：采用铜、铅、锌、硫依次优先浮选,锌精选时采用浮-磁联合工艺流程,在原矿含铜为0.18%、含铅为0.27%、含锌为1.45%、含硫为14.09%的情况下,闭路试验可获得含铜10.68%、铜回收率为41.65%的铜精矿,含铅42.88%、铅回收率为80.04%的铅精矿,含锌42.04%、锌回收率为84.11%的锌精矿,含硫40.21%、硫回收率为62.64%的硫精矿,实现了该多金属硫铁矿的综合利用。      

江西某难选铜钼矿浮选试验研究

对江西某难选铜钼硫多金属矿进行了浮选试验研究.采用铜钼等可浮?强化选铜?尾矿选硫的工艺流程,可获得铜钼混合精矿铜品位18.27％、钼品位0.45％,铜回收率81.03％、钼回收率59.83％,以及硫精矿品位47.32％、硫回收率85.58％的选别指标,实现了铜钼硫的综合回收.     

四川某伴生铜铅锌硫铁矿综合回收选矿试验研究

对四川某伴生铜铅锌硫铁矿进行了综合回收试验研究。采用铜铅硫等可浮再分离-硫浮选-硫尾矿浮锌的工艺流程, 可获得铜品位16.56%、铜回收率78.76%的铜精矿, 铅品位51.16%、铅回收率64.34%的铅精矿, 锌品位44.25%、锌回收率61.69%的锌精矿和硫品位38.61%、硫回收率96.33%的硫精矿, 实现了铜铅锌硫的综合回收, 对该类矿石的开发利用具有参考意义。     

青海某铜多金属矿选矿试验研究

对青海某铜品位1.00%、钼品位0.067%、金含量3.04 g/t的铜多金属矿进行了选矿试验研究。采用铜钼等可浮-铜钼分离-铜钼等可浮尾矿选硫的工艺流程,闭路试验获得了钼精矿钼品位48.52%、钼回收率86.49%,铜精矿铜品位19.44%、铜回收率94.72%、铜精矿中含金57.10 g/t、金回收率90.44%,硫精矿硫品位36.56%、硫回收率32.84%。     

抑砷浮铜工艺过程强化回收银的试验研究

对云南某含银低铜高砷高硫多金属硫化矿进行了浮选试验研究。结果表明,在中碱性pH环境下,以GSF₃₁为毒砂抑制剂、GSB₃₂为铜和银矿物的选择性捕收剂,采用铜砷等可浮-抑砷浮铜工艺流程,在原矿铜、砷、银品位分别为0.35%、1.50%和10.74 g/t的条件下,获得了铜品位20.19%、总回收率64.15%的铜精矿,其中砷含量0.42%、银品位308.72 g/t、银选矿富集比28.75,铜精矿中砷含量不超标。     

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。     

内蒙某磁黄铁矿型硫化铜矿选矿试验

内蒙某磁黄铁矿型硫化铜矿由于采出矿石硫品位不断升高,给铜硫综合回收带来了不利影响。为此,对铜硫综合回收工艺及技术条件进行了研究,结果表明,在磨矿产品细度为-74 μm占75%,以QP-03为铜矿物捕收剂、X为浮铜尾矿中硫的活化剂,采用1粗2精1扫浮铜、1粗1精1扫选硫、中矿顺序返回的优先浮选闭路流程处理该矿石,可以获得铜品位为20.81%、回收率为92.97%、含硫38.81%的铜精矿,以及硫品位为34.37%、回收率为52.49%、含铜0.34%的硫精矿。     

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。     

复杂难选钼铜硫多金属矿选矿技术研究

原矿中钼品位为0.081%,铜含量很低为0.04%,而硫含量较高为2.70%,钼铜硫矿物之间以及它们与脉石矿物之间嵌布粒度微细,并且铜硫之间及与其他硫化矿物之间呈微细粒互相包裹,脉石矿物异常好浮。为了同时回收该矿石中的目的矿物,研究采用了合理有效的选矿流程方案及药剂制度,使难选铜、钼、硫矿物得到有效的回收,获得钼精矿品位46.10%、回收率83.43%,铜精矿品位11.92%、回收率74.40%,硫精矿品位45.35%、回收率90.51%的良好选矿指标。     

内蒙古某深部高硫铅锌矿石浮选工艺试验研究

内蒙古某铅锌矿随着开采深度的加深,黄铁矿含量升高,含硫接近30%。为此,在对新采出原矿进行工艺矿物学研究的基础上开展了选矿试验,为该选厂合理选矿工艺流程确定提供依据。结果显示：矿石主要有价元素为铅、锌、硫,铅品位为7.56%,锌品位为23.35%,铅、锌均主要以硫化矿形式存在,方铅矿、闪锌矿、黄铁矿嵌布粒度均为粗粒嵌布。在磨矿细度为-0.074 mm占70%条件下,以ZnSO₄为抑制剂、乙基黄药为捕收剂、730A为起泡剂经1粗2扫流程等可浮铅锌硫,等可浮尾矿以CuSO₄为活化剂、丁基黄药为捕收剂、730A为起泡剂经1粗1精1扫选锌,获得锌精矿1,等可浮精矿在再磨细度为-0.043 mm占80%条件下以石灰为抑制剂、乙硫氮为捕收剂经1粗3精1扫选铅,获得铅精矿,选铅尾矿CuSO₄为活化剂、丁基黄药为捕收剂、730A为起泡剂经1粗1精1扫锌硫分离浮选,获得锌精矿2和硫精矿,锌精矿1和锌精矿2合并为锌精矿,最终获得了铅品位为59.26%、回收率为88.73%的铅精矿,锌品位为52.21%、回收率为94.95%的锌精矿,硫品位为48.71%、回收率为48.93%的硫精矿。试验结果可以为该深部矿体高硫铅锌矿石开发利用提供依据。     

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。