采用新型捕收剂提高铜镍回收率试验研究

某铜镍矿石含铜0.28%、镍1.11%,采用铜镍混合浮选流程，捕收剂为复合黄药+C125,铜、镍回收率分别为93.20%、81.50%。为进一步提高铜、镍的回收率，研发了新型铜镍捕收剂P601,并采用一次粗选快速选出部分易浮的铜镍矿得到铜镍混合精矿1,两段扫选合并中矿再选得到铜镍混合精矿2的选矿流程，获得的闭路试验指标为铜镍混合精矿含铜2.05%、铜回收率96.32%,含镍7.33%、镍回收率85.50%。铜回收率提高3.12百分点，镍回收率提高4百分点。新型铜镍捕收剂P601具有用量小、环保高效等特点，实现了铜镍资源的充分回收利用。     

云南某铜镍矿选矿工艺研究

针对云南某铜镍多金属矿石进行了选矿试验研究,通过对浮选指标各影响因素的优化,确定了原矿磨矿(60%-200目)-混选-粗精矿再磨(85.7%-200目)分离的工艺流程,可以获得铜品位23.79%、镍品位0.87%、铜回收率94.94%、镍回收率21.42%的铜精矿和镍品位7.01%、铜品位1.19%、镍回收率58.53%、铜回收率1.6%的镍精矿的工艺指标。有价元素铜、镍、银、金、铋等得到了综合回收。     

云南某低品位铜铅锌硫化矿选矿工艺研究

云南某低品位铜铅锌硫化矿石含铜0.20%、铅0.67%、锌2.32%,并伴生少量金银,矿石中铜主要以黄铜矿形式存在,铅主要以方铅矿形式存在,锌主要以闪锌矿形式存在。为了合理开发该资源,对其进行了选矿工艺研究。浮选试验结果表明,在-0.074 mm占80%的磨矿细度条件下,采用混合浮选铜铅-铜铅分离-选锌小型闭路试验流程浮选该矿石,获得了精矿品位为31.59%、回收率为72.23%的铜精矿;精矿品位为60.87%、回收率为85.94%的铅精矿;精矿品位为51.17%、回收率为85.07%的锌精矿;实现了铜铅锌的有效分离。     

内蒙古某斑岩型铜钼矿石混合浮选试验研究

针对内蒙古某斑岩型铜钼矿石由于性质发生变化,导致的铜钼混合浮选流程泡沫黏度大、浮选指标不理想等问题,进行了铜钼混合浮选工艺研究。结果表明:在磨矿细度-0.074 mm占60%的条件下,以CG705作为调整剂,采用一次粗选、三次精选、三次扫选、中矿顺序返回的闭路流程,可获得铜品位19.250%、钼品位1.360%,铜回收率84.24%、钼回收率51.13%的混合精矿,较好地解决了该矿石混合浮选中存在的难题。     

超细磨对某高冰镍选矿指标优化的试验研究

某高冰镍矿在生产中存在磨矿分级效率低、单体解离度差等问题,导致铜镍分离不彻底、互含严重,选矿指标较差。针对磨矿存在的问题,采用超细磨工艺对磁选合金产品以及浮选铜镍分离指标进行优化。研究结果显示:超细磨后,磁选合金产率降低为5.81%,含硫量也降低为10.53%。同时,与原细度下的指标相比,铜精矿中铜品位提高了0.8个百分点,铜回收率提高了0.23个百分点。镍精矿中,镍回收率提高了0.51个百分点,且铜、镍互含降低,铜镍分离指标得到优化。     

某伴生铜锌硫铁矿选矿试验研究

针对某伴生铜锌硫铁矿矿石性质,试验确定优先浮选工艺流程。磨矿细度为-0.075mm占90%;SK207为铜矿物的有效捕收剂;NS与硫酸锌组合抑制闪锌矿,试验获得铜精矿含铜品位为23.58%,铜回收率为81.15%;锌精矿含锌品位为35.62%,锌回收率为72.59%;硫精矿含硫品位为49.01%,硫回收率为91.30%。     

某银多金属矿石选矿试验研究

针对某银多金属矿石矿物种类多、嵌连关系复杂等特性,进行了混合浮选试验研究,考察了磨矿细度、pH、调整剂、精选次数等因素对浮选指标的影响。结果表明:在磨矿细度-0. 074 mm占75%及最佳药剂、流程结构条件下,采用混合浮选闭路流程,可获得银品位1 039. 80 g/t、银回收率91. 83%的混合精矿,尾矿银品位降低至7. 66 g/t,混合精矿中铜、铅、锌、钼均获得了较好的富集,回收指标较好。     

福建某铜金矿浮选试验研究

福建某铜金矿为典型的含铜金多金属硫化矿,矿石中可综合回收的主要有价元素为金、银、铜、硫。针对该矿石性质,进行了混合浮选—粗精矿再磨—铜硫分离工艺研究,考察了磨矿细度、抑制剂、捕收剂等因素对浮选指标的影响。结果表明:在最佳试验条件下,闭路试验获得的铜精矿铜品位23.61%、金品位185.00 g/t,铜、金回收率分别为95.77%、85.86%;硫精矿铜品位仅为0.03%、金品位3.30 g/t,铜、金回收率分别为0.47%、5.97%。研究结果对该矿石中铜、金的回收利用及工业生产起到了指导作用。     

新疆哈密黄山南铜镍矿选矿试验研究

新疆某铜镍矿含镍0. 90%,含铜0. 28%,采用预先浮选滑石—铜镍混选—铜镍分离工艺流程取得了满意的指标。可获得混合精矿含铜4. 53%,含镍14. 92%,铜回收率81. 07%,镍回收率84. 37%。铜精矿含铜21. 01%,含镍0. 97%,铜回收率63. 66%;镍精矿含镍17. 75%,含铜1. 17%,镍回收率83. 44%。     

玉溪低品位氧化铜矿选矿工艺研究

玉溪低品位氧化铜矿石中含铜0.65%,氧化率34.98%。为高效开发利用该矿石,进行了选矿试验研究,采用硫氧混合浮选的原则工艺流程处理矿石,在磨矿细度为﹣0.074 mm占80%的情况下,采用一粗两精两扫的工艺流程选铜,可以获得铜品位22.45%、铜回收率81.99%的铜精矿。     

某斑岩型钼矿石浮选试验研究

针对某斑岩型钼矿石浮选钼精矿含杂不理想问题，进行了浮选试验研究，考察了药剂制度、磨矿细度等影响因素。结果表明：采用铜钼混合浮选—铜钼分离浮选工艺流程，在最佳药剂制度、再磨细度条件下，获得的钼精矿品位57.13%,含铜、铅指标大幅度降低，含铜从0.2%～0.5%降至0.037%,含铅从0.2%～0.83%降至0.014%,钼回收率从87%左右提高至91.02%,为选矿工艺优化提供技术依据。     

云南某铜铅锌混合矿降硅试验研究

云南某铜铅锌混合矿矿石各矿物嵌布粒度不均匀,共生关系密切,铅锌含量较高,经磨矿后即可作为铜铅锌混合精矿直接销售给白银集团公司第三冶炼厂,由于铜铅锌混合精矿中二氧化硅高达7.51%,给冶炼工艺造成了一定的困难,为降低铜铅锌混合精矿中二氧化硅的含量,采用铜铅锌混合浮选-脱水再混合浮选的工艺对该矿石进行了选矿试验研究。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占85%的情况下,采用铜铅锌混合粗选Ⅰ直接选出混合精矿1,再将混合粗选Ⅰ的尾矿进行脱水,提高矿浆浓度后,采用铜铅锌混合粗选Ⅱ经两粗一精获得混合精矿2,两次粗选尾矿为最终尾矿。采用水玻璃、硫酸铜、丁基黄药、2#油四种药剂。最终铜铅锌混合精矿铜铅锌品位分别达到2.95%、20.68%、24.17%;铜铅锌回收率分别达到95.26%、93.12%、96.15%;混合精矿伴生银品位为147.22 g/t,银回收率为92.79%;铜铅锌混合精矿二氧化硅含量降低为4.25%,达到了冶炼工艺的合理要求。     

四川某矿区低品位铜镍矿石选矿试验研究

四川某矿区低品位铜镍矿石含铜0.18%、含镍0.40%,矿石主要呈微细—中粒粒状结构、浸染状构造,脉石矿物以富含碳酸盐的泥状物为主,次为绿泥石、石英、绿帘石、绢云母等,主要工业矿物黄铜矿、镍黄铁矿、磁黄铁矿的工艺粒度较细,嵌布关系复杂。针对该矿石的性质,选用果胶作为矿泥抑制剂、乙硫氨酯作为捕收剂,采用一粗二扫四精铜镍混浮、一粗一扫三精铜镍分离、中矿顺序返回闭路流程试验,获得铜回收率55.85%的铜精矿(铜品位20.12%、含镍0.68%)和镍回收率73.95%的镍精矿(镍品位5.58%、含铜0.61%),取得了较好的选矿技术指标。     

某低品位铜钼硫化矿浮选试验研究

以某地低品位铜钼硫化矿为研究对象,在矿石工艺矿物学研究的基础上,通过系统的浮选试验,对含铜0.31%,含钼0.029%的原矿,确定在磨矿细度为-0.074 mm占70%时,采用单一的水玻璃作为脉石矿物抑制剂,丁基黄药和丁胺黑药为铜钼硫化矿物混合捕收剂,2#油为起泡剂的药剂制度,可获得铜钼品位分别为8.26%和0.80%的铜钼硫混合粗精矿.混合粗精矿再磨后,在粒度为0.045mm%占92%的条件下,分别采用石灰和硫化钠作黄铁矿和黄铜矿的抑制剂进行分离浮选.实验室小型闭路试验获得钼精矿含钼51.19%,含铜0.30%,钼回收率达87.0%;铜精矿含铜19.19%,含钼0.12%,铜同收率为88.98%;硫精矿含硫39.30%,分选指标较为理想.     

提高鹿鸣矿业铜钼矿石混浮精矿指标试验研究

针对鹿鸣矿业钼铜矿石钼、铜品位分别为0.106%和0.015%，现场在磨矿细度为-0.074%mm占60%的情况下，采用快速浮选、预精选、粗扫选作业，中矿返回流程进行混合浮选。获得Mo、Cu品位分别为5.781%、0.622%,Mo、Cu回收率分别为87.26%、66.35%。为降低浮选指标波动，合理开发利用铜钼矿石资源，进行了捕收剂种类试验、起泡剂种类试验、药剂用量正交试验、以及闭路试验研究。结果表明，在磨矿细度为-0.074%mm占60%，工艺流程不变的情况下，用捕收剂ZS柴油替代LY煤油，起泡剂JH2#油代替HB2#油，提高药剂单耗后，最终获得Mo、Cu品位为5.990%、0.740%,Mo、Cu回收率分别为92.03%、83.37%的钼铜混合粗精矿。与现场指标对比，混合粗精矿Mo、Cu品位分别提高了0.209%、0.118%,Mu、Cu回收率分别提高了4.77%、17.03%，指标显著改善。     

某铜铅混合精矿铜铅分离试验研究

针对某铜铅混合精矿的矿石性质,确定了采用混合精矿浓缩脱药后,以重铬酸钾和JY405作为铅的抑制剂进行抑铅选铜。经一次粗选、四次精选、一次扫选浮选工艺流程,获得了铜品位23.06%、含铅4.69%、铜回收率92.27%的铜精矿,铅品位71.36%、含铜0.42%、铅回收率98.59%的铅精矿。     

某难选高硫含铜白钨矿选矿试验研究

某难选高硫含铜白钨矿中钨主要以白钨矿的形式存在,硫化铁主要以磁黄铁矿的形式存在。为给该矿石的开发利用提供技术支持,采用磁选-铜硫混合浮选-白钨浮选原则流程进行条件试验。结果表明,原矿磨矿至-74μm占65%时进行磁选,可获得品位为38.33%、回收率为51.14%的硫精矿,而磁选尾矿经铜硫混合-铜硫分离浮选,可分别获得品位为20.06%、回收率为73.12%的铜精矿和品位为35.20%、回收率为42.11%的硫精矿;其中铜硫混合浮选尾矿以碳酸钠为调整剂、水玻璃为抑制剂、731氧化石蜡皂为捕收剂,进行一粗一扫三精白钨常温浮选,可得到WO_3品位为63.93%、回收率为89.60%的白钨精矿,有效地实现了铜硫的分离和白钨矿的回收。     

难选低品位铜镍硫化矿浮选试验研究

以某地难选低品位铜镍硫化矿为选矿研究对象,在矿石工艺矿物学研究的基础上,对含Cu0.18％、Ni 0.42％、MgO 22.80％的原矿,在-200目占80％的磨矿细度条件下,通过中矿再选的铜镍混浮工艺流程获得了含Cu 3.72％、Ni 7.71％、MgO 4.85％,Cu回收率78.82％、Ni回收率70.20％的铜镍混合精矿.     

某低品位微细粒难选铜矿的浮选试验研究

某复杂低品位微细粒嵌布铜矿石,原矿铜品位0.55%,铜主要呈黄铜矿和铜蓝的形式存在且与其他矿物嵌布关系复杂,单体解离粒度微细。原矿在磨矿细度为-0.074 mm含量73.43%,采用石灰和亚硫酸钠作抑制剂,YS-1作铜矿物捕收剂,优先浮选铜,尾矿进一步浮选硫,闭路试验获得铜精矿铜品位18.18%,回收率79.89%,硫精矿硫品位43.68%,回收率87.07%。     

四川某高硫难选低品位铜矿选矿试验研究

四川某高硫难选低品位铜矿含铜0.60%,含硫15.24%,原矿性质表明该矿石中主要金属矿物为黄铁矿、斑铜矿和黄铜矿;主要脉石矿物为石英和方解石。根据其矿石性质针对性地进行了选矿试验研究,通过优先浮选流程,先浮铜再浮硫,在磨矿细度为-0.074 mm占80%条件下,最终得到了铜精矿铜品位为25.53%,回收率为88.42%;硫精矿硫品位为44.56%,回收率为66.81%的浮选指标。