起泡剂对凝灰岩型氧化铜矿中微细矿泥可浮性的影响

通过凝灰岩型氧化铜矿中微细矿泥(-20μm)上浮率试验、润湿接触角和泡沫水回收率测定,考察矿泥天然可浮性、泡沫水回收率、起泡剂种类及用量对矿泥可浮性的影响。结果表明,矿泥天然疏水性低,起泡剂不能增加矿泥的疏水性,但起泡剂增加了泡沫水回收率,泡沫水夹带是导致矿泥上浮的主要原因。不同种类起泡剂对微细矿泥的上浮率有不同的影响,影响程度按二乙二醇丁醚,MIBC、松醇油依次降低。为减少凝灰岩型氧化铜矿浮选中矿泥的影响,选择合适的起泡剂和降低起泡剂用量是必要的。     

赤铜矿型氧化铜矿浮选试验研究

采用化学分析、X射线衍射分析及粒度组成分析等方法研究了该氧化铜矿的矿石性质,考查了磨矿细度、药剂制度对浮选的影响。结果表明,原矿品位1.29%,氧化率92.25%,含泥量65.59%,通过一次粗选、三次扫选、两次精选闭路试验,获得了品位18.23%和回收率73.46%的铜精矿,该铜矿难处理的主要原因在于铜矿物以难选赤铜矿为主,矿泥含量高。     

云南某氧化铜矿的浮选试验研究

介绍了云南某高氧化率铜矿石,经过一系列的试验研究,确定采用常规硫化浮选法进行选别.在原矿含铜品位2.77%的条件下,经一次粗选,两次扫选的开路流程,可获得铜精矿品位为16.32%,回收率65.88%的较好指标.为处理该类铜矿石提供了技术依据.     

新疆泥质难选氧化铜矿浮选试验研究

新疆某氧化铜矿原矿品位为1.03%,原矿中铜矿物种类多,矿石可浮性差异大,且以并不多见的难选赤铜矿为主,氧化率高,钙镁等碱性脉石含量也较高,同时,原矿中-20μm矿泥含量高达60%,属于泥质难选铜矿,且该矿泥是以火山尘的形式存在,大量矿泥的存在不仅消耗大量药剂,增加了操作难度,而且还恶化浮选环境,导致铜精矿品位和回收率低.由于采用传统的浮选药剂不能有效处理该矿石,因此,在原矿性质研究基础之上,采用一粗二精三扫一精扫的闭路流程,通过添加高效组合矿泥抑制剂CHO+A22,有效地抑制了矿泥在浮选过程的上浮,解决了浮选过程泡沫多且矿浆粘性大的问题,使整个浮选工艺顺畅进行,最终获得了铜品位18.18%,铜回收率为75.04%的良好指标,为高泥难选氧化铜矿的分选提供了一条新途径.     

云南某氧化铜矿浮选试验研究

某氧化铜矿实验室小型试验研究表明:采用新型药剂Pr2000作为浮选氧化铜的捕收剂,精矿中铜的回收率为75.54%,铜品位为13.98%,含银916g/t,银回收率为71.93%,该指标比较理想。     

原生矿泥对云南某高铁泥化氧化锌矿浮选的影响

对云南某高铁泥化氧化锌矿进行了原生矿泥脱泥-硫化胺法浮选工艺和全粒级硫化胺法浮选工艺对比试验研究,结果表明,原生矿泥对该高铁泥化氧化锌矿的负面影响远大于次生矿泥,通过MLA研究了原生矿泥与次生矿泥的矿物组分差异,发现原生矿泥中的粘土矿物和铁铅硬锰矿对氧化锌矿物浮选药剂的竞争吸附可能是造成该氧化锌矿全粒级浮选条件恶化的主要原因。     

矿泥对氧化锌矿物浮选行为的影响

详细研究了石英、方解石和褐铁矿三种人工单矿物矿泥对菱锌矿浮选行为的影响,结果表明同种矿物组成的矿泥,以-5μm矿泥的影响最大;而当矿泥的粒度组成相近时,褐铁矿矿泥的影响大于其他两种单矿物矿泥。探讨了降低矿泥有害影响的措施,并分析了矿泥及调整剂的作用机理。     

“D_2”药剂浮选氧化铜矿的效果

本文介绍了“D_2”药剂的制法,性能,并用“D_1”药剂对云南和四川等地不同类型氧化铜矿作了小型选矿实验,取得较好效果。在此基础上,进一步对四川会东小街金铜矿进行了工业试验,亦同样取得好效果。该厂即采用“D_2”药剂在生产上使用至今,获得显著经济效益。     

西藏某难处理氧化铜矿石浮选试验

西藏某铜矿石为高氧化率、嵌布粒度细、脉石矿物易泥化的难选氧化铜矿石,铜品位为1.76%,铜氧化率高达44.32%。根据矿石性质的特点,采用硫化铜矿物和氧化铜矿物分步浮选-混合精选流程进行了浮选试验。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占85%情况下,以水玻璃为矿泥的抑制剂和分散剂、戊基黄药为捕收剂、硫化钠为氧化铜矿物的硫化剂、硫酸铵为辅助活化剂、松醇油为起泡剂,通过2粗2精2扫流程处理,获得了铜品位为21.19%,铜回收率为78.74%的铜精矿。     

云南楚雄某低品位混合铜矿浮选试验研究

云南楚雄某铜矿含铜0.46%,氧化率达14.91%,属于低品位混合铜矿。工艺矿物学研究结果表明有价矿物中铜以黄铜矿、斑铜矿、孔雀石和硅孔雀石的形式存在,脉石矿物以石英为主,白云石、方解石次之。矿物结构以中粒浸染为主,粗磨即可实现铜矿物的有效解离。通过对单因素(磨矿细度、丁黄药用量、硫化钠用量、二号油用量)条件试验的研究,获得粗选最佳条件为：磨矿细度70%-200目,硫化剂硫化钠用量200g/t,捕收剂丁黄药用量125g/t,二号油用量20g/t。在增加两次精选一次扫选的基础上进行全流程闭路试验获得铜精矿含铜Cu 22.10%,回收率83.12%的较好指标。     

高品位铜矿浮选流程设计改造

为了适应原矿品位不断升高的需要,先后两次对原有浮选流程进行了技术改造,通过再次改造,采用分支粗选流程,克服了因分级机溢流不稳定而对浮选带来的新的困扰,该流程能够更好地适应生产的需要,最终达到了流程改造的目的,取得了较为理想的效果,尾矿品位进一步降低了0.08%,铜回收率提高了0.60%,铜精矿品位提高了6.42%,减少脱水压滤量18.54%,降低铜冶炼费用18.54%。     

玻利维亚Chacarilla氧化铜矿浮选研究

玻利维亚Chacarilla铜矿,含Cu 2.74%,为一典型的含泥量大的高品位复杂氧化铜矿。为开发利用该矿石,对原矿进行了0.18mm分级预先抛废,在Cu损失率<10%的情况下,可预先抛除47.03%的废石(－0.18mm粒级),使入浮Cu品位大幅提高至4.65%,并可有效提高处理能力,明显改善浮选环境。入浮试样(＋0.18mm粒级)中,Cu氧化率达83.18%,其中“不可浮”的结合铜占10.93%;主要脉石矿物为石英、长石、方解石、白云母等,铜矿物种类繁多,主要为赤铜矿、水铜矾,次为孔雀石、硅孔雀石、蓝辉铜矿等,预计这些都将增加浮选的难度。针对试样的性质特点,进行了浮选研究,结果表明：在最佳工艺条件下,采用“分步优先易难分选”的工艺流程,最终获得了良好的技术指标,精矿Cu品位达25.76%、回收率达89.36 %。     

赞比亚谦比希硫化铜矿的浮选药剂制度优化研究

谦比希铜矿以硫化铜矿为主,由于矿石性质发生改变,采用现有工艺的浮选指标受到负面影响。针对这一问题,以谦比希西矿体矿石为研究对象,采用一段粗选开路浮选流程浮选,对药剂制度进行优化,并通过闭路浮选试验对优化结果进行验证。结果表明,黄药类捕收剂对该矿石浮选效果最好,其中异丙基黄药选择性较强,而丁基黄药具有更好的捕收能力。在磨矿细度为-0.074mm占70%,氧化钙用量600g/t,丁基黄药40g/t,松醇油25g/t的最优药剂制度下,经一次粗选、三次精选、两次扫选的闭路浮选,所得最终精矿的铜品位27.51%、回收率90.65%,浮选指标良好。     

煤泥浮选过程能量输入优化

为探究浮选过程与能量输入的关系,设计了在不同浮选时段（0.5,0.5,1.0,1.0,2.0 min）驱动电机转速为1 500,1 800,2 100,2 400,2 700 r/min的情况下,进行逐步增加输入功率的浮选过程优化试验,并通过能量测试系统对浮选功耗进行测定。结果表明：在浮选初始阶段,转速越大,浮选速率越快,精煤可燃体回收率越高,精煤累积灰分也越高;在低能量输入的情况下精煤质量相对较高,但精煤可燃体回收率相对较低;在不同能量输入的浮选过程中,驱动电机转速按浮选时段设计为1 500,1 500,1 500,1 500,2 400 r/min时,其精煤累计灰分最低,且可燃体回收率较高;在总能量输入相同或相似的情况下,浮选前期阶段采用低能量输入,后期阶段采用高能量输入,有利于保证精煤质量以及提高精煤回收率。     

云南楚雄铜矿浮选试验研究

云南楚雄某铜矿含铜0.95%,氧化率28.47%,其中结合氧化铜高达18.41%,属典型的混合铜矿。针对该矿石基本性质进行了浮选试验研究,确定了适于该矿的浮选流程及条件。研究表明,采用二次粗选、二次精选、一次扫选工艺流程和简单的药剂制度作为设计流程,可获得闭路试验指标为原矿Cu 0.95%;精矿含铜Cu 20.41%;精矿铜回收率74.40%。     

某氧硫混合型铜矿浮选工艺研究

为了实现某氧硫混合型铜矿的高效回收,产出合格的硫化铜精矿和氧化铜精矿。根据矿石性质和浮选工艺特点,采用先浮选硫化铜矿物,然后在硫化条件下浮选氧化铜矿物的选矿原则流程。针对该流程,分别开展了硫化铜矿物和氧化铜矿物的浮选条件试验,获得了最佳工艺参数,并进行了浮选闭路试验。试验结果表明,以丁基黄药和Z-200的组合作为硫化铜物的捕收剂,以NaHS作为氧化铜矿物的硫化剂、戊基黄药作为氧化铜物的捕收剂,硫化铜矿物浮选采用一粗两扫两精的选别流程,氧化铜矿物浮选采用一粗两扫两精+两精扫的选别流程,可以获得Cu品位为22.72%、Cu回收率为64.12%的硫化铜精矿和Cu品位为25.15%,Cu回收率为20.00%的氧化铜精矿,研究结果为同类型的铜矿开发提供了数据支持和技术参考。     

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．     

硫化铜镍矿选矿过程产物工艺矿物学分析

在采用光学显微镜大量观察分析的基础上,结合运用扫描电镜、X射线能谱分析、X射线衍射、ICP和化学物相分析等测试分析仪器,较系统的分析了某硫化铜镍矿选别过程产品,包括一、二段原矿、一、二段精矿和尾矿中的矿物组成及其主要矿物的单体解离等。结果表明,该矿石中约10%和5%的镍、铜元素是以氧化态存在的;两段磨矿产品中主要的镍铜矿物的单体解离度不高;相对较粗颗粒与硫化物不能有效解离,微细粒脉石夹杂是精矿中上浮。建议改进优化磨矿粒度组成,提高相对较粗粒级中硫化物的单体解离,降低微细粒硫化物的含量;强化粗粒和微细粒硫化物的捕收,控制粗粒单体氧化镁矿物的上浮,及微细粒氧化镁矿物的夹杂捕收,可有效提高回收率、降低精矿氧化镁含量。