江西某低品位复杂铜钨多金属矿石浮选工艺研究

江西某铜钨复杂多金属矿石铜品位为0.11%、硫品位为1.16%、WO₃含量为0.22%。矿石中白钨矿、黄铜矿均以中细粒嵌布为主,白钨矿在0.01~0.3 mm粒级占79.55%,黄铜矿在0.01~0.3 mm粒级占81.83%。为给该矿石的开发利用提供依据,在矿石性质分析基础上,采用铜硫混合浮选-分离浮选、混浮尾矿浮钨的工艺流程进行了试验。结果表明：原矿磨细至-0.074 mm占65%,以水玻璃为抑制剂、SN-9为捕收剂、BK201为起泡剂经2粗3精2扫铜硫混合浮选,混合浮选精矿以石灰为抑制剂、Z-200为捕收剂经1粗4精2扫铜硫分离浮选,混合浮选尾矿以碳酸钠为调整剂、水玻璃为抑制剂、W-1205为捕收剂经1粗3精3扫常温钨浮选,常温浮选精矿经1粗5精2扫加温（90 ℃）钨浮选,获得的铜精矿铜品位为24.13%、回收率为68.90%,硫精矿硫品位为36.15%、回收率为60.77%,钨精矿WO3品位为62.24%、回收率为73.68%,试验指标较好,可以作为该铜钨多金属矿开发利用的技术依据。     

新疆某高硫铜锌矿选矿试验

针对新疆某高硫铜锌矿石的性质特点,采用铜锌混合浮选-混合粗精矿再磨-铜锌分离-铜锌混浮尾矿选硫的原则流程对该矿石进行了选矿试验研究。研究表明,铜锌混合浮选和铜锌混合粗精矿再磨适宜的磨矿产品细度分别为-0.074 mm占90%和-0.043 mm占95%;J102和丁基黄药为铜锌混合浮选的有效捕收剂;T-21与硫酸锌组合对闪锌矿具有较强的抑制作用;J102对铜矿物的选择性捕收可以较好地实现铜锌分离。采用试验确定的闭路流程处理该矿石,可获得铜品位为20.09%、铜回收率为86.46%的铜精矿,锌品位为52.48%、锌回收率为67.35%的锌精矿,硫品位为45.95%、硫回收率为74.09%的硫精矿。     

新疆某低品位钼矿石高效利用选矿试验

新疆某低品位钼矿石钼品位仅0.076%。矿石中除钼外,还伴生含量为0.033%的铜和含量为1.232%的硫。虽然钼、铜、硫主要以辉铜矿、黄铜矿、黄铁矿形式存在,但它们共生关系密切,分离困难。根据矿石性质开展综合回收钼、铜、硫的选矿试验,首先将原矿粗磨至-0.074 mm占85%后进行钼铜硫的混合浮选,然后将钼铜硫混合精矿细磨至-0.043 mm占95%后进行钼铜与硫的分离浮选,最后对钼铜混合精矿进行钼与铜的分离浮选,并在钼铜硫混合浮选过程中使用新型捕收剂GZW101和新型抑制剂GTS、在钼铜分离浮选过程中使用新型抑制剂GLN,最终获得了钼品位为47.03%、钼回收率为73.20%的钼精矿以及铜品位为14.89%、铜回收率为77.26%的铜精矿和硫品位为54.26%、硫回收率为88.94%的硫精矿,从而为该矿石的高效利用提供了依据。     

新疆某高硫铜锌矿选矿试验

针对新疆某高硫铜锌矿石的性质特点,采用铜锌混合浮选—混合粗精矿再磨—铜锌分离—铜锌混浮尾矿选硫的原则流程对该矿石进行了选矿试验研究。研究表明,铜锌混合浮选和铜锌混合粗精矿再磨适宜的磨矿产品细度分别为-0.074 mm占90%和-0.043 mm占95%;J102和丁基黄药为铜锌混合浮选的有效捕收剂;T-21与硫酸锌组合对闪锌矿具有较强的抑制作用;J102对铜矿物的选择性捕收可以较好地实现铜锌分离。采用试验确定的闭路流程处理该矿石,可获得铜品位为20.09%、铜回收率为86.46%的铜精矿,锌品位为52.48%、锌回收率为67.35%的锌精矿,硫品位为45.95%、硫回收率为74.09%的硫精矿。     

江西某多金属矿中铜钨资源的综合回收

江西某铜钨多金属矿石含铜 0.72%、含 WO3 0.11%,具有较高的开发利用价值,为了实现该多金属矿中 铜、钨资源的综合回收,对该矿石进行了详细的工艺矿物学和选矿试验研究。结果表明,该多金属矿中矿物种类较 为复杂,白钨矿、黄铜矿嵌布粒度以中细粒为主,单体解离度良好,硫化矿物和钨矿物的相互关系不是十分密切。针 对该矿物特点,采用“铜硫硫化矿混浮—硫化矿浮选尾矿浮白钨矿”的流程,在磨矿细度为-0.074 mm 占 78% 条件 下,以丁基黄药为铜硫混合浮选捕收剂,经 1粗 1扫铜硫浮选,铜硫混合粗精矿以石灰为 pH 调整剂经 1粗 1精 1扫铜 硫分离浮选,铜硫浮选尾矿以碳酸钠为调整剂、水玻璃为抑制剂、硝酸铅为活化剂、GYB+GYR为钨矿物混合捕收剂, 经 1 粗 1 扫粗选,所得钨粗精矿再磨至-0.045 mm 占 85%,进行 4 次精选,闭路试验获得了含铜 24.78%、含金 0.40 g/t、 含银 1 000.00 g/t,铜回收率 90.02% 的铜精矿,以及 WO3品位 35.32%、WO3回收率 65.25% 的钨精矿,实现了有价金属 的综合回收,为该铜钨资源的开发利用提供了技术依据。     

甘肃某低品位难选铜硫矿选矿试验

根据甘肃某低品位难选铜矿石的特点,进行了铜硫混合浮选、混合精矿铜硫分离条件研究,试验确定的工艺技术条件可有效解决次生硫化铜含量高所造成的铜硫难以分离问题。在铜硫混合浮选磨矿细度为-0.074 mm占70%、铜硫混合精矿再磨细度为-0.043 mm占90%的情况下,采用1粗2精1扫混浮铜硫、铜硫混合精矿再磨后1粗1扫2精铜硫分离、中矿顺序返回流程处理该矿石,最终可获得铜品位为16.25%、回收率为63.92%的铜精矿,以及硫品位为37.45%、回收率为80.10%的硫精矿。     

某铜矿石低碱度铜硫分离浮选工艺研究

为解决江西某铜矿选矿厂在进行铜硫分离浮选时以单一石灰为抑制剂、矿浆pH高达12以上所带来的环境污染、设备及管道结垢等问题,用江西理工大学研发的新型抑制剂DT-4^#代替大部分石灰对该矿矿石进行铜硫混合浮选-混合精矿再磨-铜硫分离浮选试验,实现了低碱度（pH=8）条件下铜硫的有效分离,获得的铜精矿铜品位为23.45%、铜回收率为90.38%,硫精矿硫品位为44.67%、硫回收率为91.63%。     

吉林某难选铜镍硫化矿石选矿试验

吉林某难选铜镍硫化矿石铜品位为0.19%、镍品位为0.42%。矿石中铜镍矿物共生密切,嵌布粒度微细。为给该矿石的开发利用提供依据,进行了铜镍混合浮选-分离浮选试验。结果表明：在磨矿细度为 -0.074 mm占80%条件下,以硫酸铜为活化剂、乙基黄药+丁铵黑药为捕收剂、2号油为起泡剂、CMC为精选抑制剂,经1粗3精2扫铜镍混合浮选获得铜镍混合精矿,铜镍混合精矿再磨至-0.038 mm占90%,以石灰为抑制剂、乙基黄药为捕收剂,经1粗3精2扫铜镍分离浮选,获得了铜品位为24.62%、铜回收率为79.04%、镍品位为0.73%、镍回收率为1.06%的铜精矿及镍品位为5.73%、镍回收率为75.85%、铜品位为0.11%、铜回收率为3.22%的镍精矿,实现了铜镍的有效综合回收。     

某铜钼矿石的选矿试验研究

对某铜钼矿石进行了选矿试验研究。采用铜钼混选, 铜钼混合粗精矿经一段再磨、铜钼一粗三精分离的浮选工艺流程, 以石灰为调整剂, 煤油为捕收剂混合浮选铜钼, QN为铜矿物抑制剂, 进行铜钼分离, 获得了钼精矿钼品位为48.12%、钼回收率为87.93%, 铜精矿铜品位为13.19%、铜回收率为87.16%。     

新疆某硫化铜矿选矿试验

根据矿石性质,新疆某硫化铜矿含有有价元素铜、硫,可通过浮选进行回收。为此,进行了铜硫混合—分离浮选流程试验,在磨矿细度-0.074 mm占60%,调整剂为水玻璃且用量为350 g/t,捕收剂为Z-200且分段用量为(35+25)g/t,石灰用量为2 000～3 000 g/t的条件下,经1粗2扫2次精选得铜硫精矿,再进行1粗1扫2次精选铜硫分离得到了铜品位为23.55%、回收率为93.76%的铜精矿和硫品位为38.84%、回收率为52.37%的硫精矿,试验技术指标理想。     

云南某含金铜矿石自然pH下浮选试验研究

云南某含金铜矿石铜品位1.06%、金品位0.38 g/t、硫品位3.56%。为在回收铜的同时可以综合回收金等贵金属,在自然pH条件下进行浮选试验。结果显示:新型环保抑制剂D82在有效抑制黄铁矿的同时,还可以提高金的回收指标;在磨矿细度为-0.074 mm占75.5%条件下,以D82为抑制剂、Z-200为捕收剂,经1粗2精2扫铜浮选,浮铜尾矿以硫酸铜为活化剂、丁基黄药为捕收剂,经1粗1精1扫选硫,闭路试验得到的铜精矿铜品位46.83%、金品位14.22 g/t、铜回收率93.22%、金回收率78.96%,硫精矿硫品位58.69%、回收率75.18%。以D82为抑制剂可以在自然pH条件下实现抑硫浮铜,对伴生贵金属的硫化矿浮选具有借鉴价值。     

高效捕收剂ZA在铜硫分离浮选中的应用

西南某多金属硫化矿主要有价元素为铜、锡、硫,铜品位为1.05%、锡品位为0.28%、硫品位为7.19%,伴生银品位为13.20 g/t。铜主要以硫化铜形式存在,占有率为93.60%。现场采用铜硫混合浮选-铜硫分离浮选、浮选尾矿摇床重选选锡的浮重联合流程综合回收矿石中的铜硫银锡（银进入铜精矿）,存在石灰用量偏大,碱度高,铜和银回收率偏低的问题。为探索低碱度浮选回收铜银的可能性,以复配药剂ZA为铜矿物捕收剂进行了试验研究。结果表明：将磨矿细度为-0.074 mm占75%条件下以硫酸铜为活化剂、丁基黄药为捕收剂,经1粗2精2扫铜硫混合浮选获得的铜硫混合精矿,以石灰为抑制剂在再磨细度为-0.043 mm占85%、pH=10.5的低碱条件下经1粗3精2扫铜硫分离,最终获得了铜品位为25.16%、银品位为212.2 g/t,铜、银回收率分别为91.75%、61.18%的铜精矿及硫品位35.32%、硫回收率79.08%的硫精矿,有效地实现了矿石中铜银硫的分离富集回收,尤其是强化了游离银的选矿富集。试验结果对伴生贵金属硫化矿中贵金属的综合回收具有借鉴意义。     

赞比亚某铜渣选矿工艺探索

为了回收赞比亚某冶炼铜渣中大量的有价金属铜,在实验室展开了该铜渣的工艺矿物学与选矿工艺探索。试验在原矿磨矿细度-0．074 mm占85% ,进行1次粗选3次扫选2 次精选,在闭路工艺流程条件下,获得铜精矿品位为25.64%,回收率为70.74 %的合格铜精矿。     

优先浮选与混合浮选工艺提高含金铜硫矿石回收率的对比试验

随着铜硫矿山资源的不断开采,入选矿石品位下降,矿石的组成和性质复杂、嵌布粒度细,共生关系密切。在对某含金铜硫矿石性质研究的基础上,采用优先浮选工艺与混合浮选工艺进行对比,探索两个工艺的最优流程与药剂制度,对精矿、尾矿进行分析,结果显示优先浮选工艺在细度-0.074mm 90%时取得的指标最优,获得铜精矿指标为：产率1.99%、品位21.25%、回收率91.62%、Au品位12.28g/t、Au回收率70.26%,硫精矿指标为：产率2.58%、品位49.59%,回收率54.47%;混合浮选工艺在磨矿细度为-0.074mm 80%时,获得铜精矿指标为：产率2.00%、品位19.15%、回收率83.04%、Au品位9.81g/t、Au回收率56.36%,硫精矿指标为：产率3.11%、品位39.14%,回收率51.85%。优先浮选艺流程简单,操作过程稳定可靠,指标较好,药剂制度简单,易于控制,适用于生产。对类似的含金铜硫矿物浮选具有重要参考价值。     

提高德兴铜矿泗洲选矿厂铜回收率的途径

针对德兴铜矿低品位矿石(铜品位0.31%)难磨难选的特点,在矿石性质分析的基础上开展了浮选试验研究。矿石黄铜矿主要呈浸染状分布,部分呈细小粒状分布于脉石中或被脉石包裹,少量黄铜矿与黄铁矿毗邻嵌布。全流程闭路浮选结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占61.60%,粗选石灰调矿浆pH值为8.0时,以Mac-12+丁黄药为捕收剂,经1粗2扫铜硫混合浮选,粗精矿再磨至-0.037 mm占68%,经1粗2精2扫铜硫分离浮选,获得的铜精矿铜回收率和品位分别为85.56%、27.27%,较现场当班铜精矿铜品位提高了1.68个百分点,铜回收率提高了3.95个百分点。提高矿浆pH值或优化捕收剂配比可改善粗选泡沫结构,提高浮选指标。     

难选氧化铜矿石的选矿方法及研究方向

这是一篇矿物加工工程领域的论文。新疆某铜矿石中矿物组成复杂、属于复杂难选氧化铜矿。矿石中硫化铜占总铜的35.67%,游离氧化铜和结合氧化铜占总铜的64.33%。脉石矿物种类多且与目标矿物之间嵌布关系复杂。采用先浮硫化铜矿物,再浮氧化铜矿物的原则流程进行了选矿工艺技术条件研究。针对该矿石性质,开展浮选条件实验,获得较佳工艺参数,磨矿细度-0.074 mm 65%,石灰用量为2500 g/t、捕收剂Z-200用量为100 g/t、硫化钠用量为1750 g/t、硫酸铵用量为550 g/t、戊基钠黄药用量为160 g/t。在较佳磨矿细度和药剂用量下,开展闭路浮选实验,闭路流程可以获得硫化铜精矿和氧化铜精矿两种产品,其混合铜精矿中Cu的品位为25.59%,Ag的品位为507.27 g/t,铜回收率为73.07%,银总回收率为70.27%。本研究为该氧化铜矿资源的高效利用提供了技术支撑。     

四川甘洛某氧化铜矿石浮选试验

甘洛铜矿石铜品位平均为1.96%,有害元素含量极低。矿石自然类型单一,铜矿物以孔雀石为主。为实现该铜矿石的有效回收利用,采用混合浮选工艺进行选矿试验。结果表明,在磨矿细度-0.074 mm 77%、活化剂硫化钠用量3 000 g/t,组合捕收剂丁基黄药+丁基铵黑药+羟肟酸钠用量120+60+30 g/t条件下,采用2粗2扫4精混合浮选闭路流程处理矿石,可获得铜品位24.07%、回收率77.12%的铜精矿,损失在尾矿中的铜矿物孔雀石主要与铁质混杂、多充填在裂隙或显微裂隙内,粒度微细,单体解离非常困难,因此难以回收。     

云南某铜铅硫化矿石选矿试验

云南某低品位铜铅硫化矿石铜、铅品位分别为0.54%和2.12%。为确定铜、铅选矿工艺,采用铜铅混浮再分离的原则流程进行了选矿试验。结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm占75.40%的情况下,采用1粗1扫2精铜铅混合浮选、1粗2扫3精铜铅分离流程处理矿石,可获得铜品位为25.32%、含铅7.96%、铜回收率为82.06%的铜精矿,铅品位为58.36%、含铜0.73%、铅回收率为85.61%的铅精矿。     

某微细粒含碳高硫铅锌矿选矿试验研究

某铅锌矿含铅7.41%、锌13.70%、硫31.25%、碳1.45%,铅锌矿物嵌布粒度微细,属微细粒高硫含碳难选硫化铅锌矿。根据矿石性质,采用“脱碳—铅锌依次优先浮选—铅锌粗精矿再磨精选”工艺流程考察了碳粗选磨矿细度、铅锌粗精矿再磨细度和铅锌浮选药剂制度对选别指标的影响。结果表明,以BK9032为方铅矿捕收剂,以硫酸锌+亚硫酸钠为铅粗精矿精选组合抑制剂,以石灰为黄铁矿抑制剂和pH调整剂,丁基黄药为闪锌矿捕收剂,在碳粗选磨矿细度为-0.074 mm占98%条件下,经实验室闭路试验,可获得铅品位57.91%、铅回收率85.24%的铅精矿和锌品位53.44%、锌回收率86.17%的锌精矿。