难选含铜黄铁矿选矿工艺研究

为解决含铜黄铁矿氧化率较高、铜硫分离困难问题，采用SB、SJ组合抑制剂和混合捕收剂，优先浮选、粗精矿再磨工艺流程，经扩大连选试验可获得铜精矿品位18．66％、铜回收率79．48％，硫精矿品位41．82％、硫回收率90．46％的选别指标．     

广西某铜锌多金属硫化矿浮选试验研究

本文对广西某难选的铜锌多金属硫化矿进行了浮选试验研究。采用优先选铜方案。难以获得理想指标;采用全硫浮选工艺,使用新药剂DY作捕收剂,单一药剂制度,就能将铜、锌矿物一起富集到粗选精矿中,铜、锌回收率分别达到80．39％、93．86％。采用漂白粉、腐植酸钠和高锰酸钾组合抑制剂对粗选金矿进行铜锌混合浮选,最终获得铜锌精矿中铜品位为7．47％,回收率为41．90％,锌品位为13．01％,回收率为66．64％。铜、锌品位不高,需进一步分离。硫粗精矿含硫48．35％,但含铜较高,也需进一步分离富集。     

铜铅多金属混合矿石优先浮选工艺试验研究

某铜铅矿石含铜·0．96％,含铅1．04％,属于铜铅多金属混合矿石。对该矿石进行混合浮选,其浮选精矿的铜铅分离很困难。最终通过优先浮选铜一尾矿浮选铅的工艺流程,并采用组合药剂抑制铅,浮选闭路流程试验获得了较好的指标：铜精矿铜品位24．35％,含铅6．91％,铜回收率82．04％;铅精矿铅品位45．13％,含铜1．73％,铅回收率68．54％。     

辽宁某多金属矿石铜硫混选试验研究

辽宁某矿业公司选矿厂处理复杂多金属铜锌矿石采用全优先浮选工艺流程,铜锌分选效果差,锌回收率低。通过实验研究采用铜硫混合浮选工艺,闭路试验获得工艺指标为：铜精矿含铜品位为22.49%,铜精矿含锌品位为2.51%,铜回收率91.82%;硫精矿含硫品位44.01%,回收率为69.00%;锌精矿含锌品位50.74%,锌回收率为76.11%。试验取得了较好的工艺指标,解决了铜锌互含问题。     

低品位多金属铜钴镍矿的开发与研究

为了给某低品位铜钴镍矿石的合理开发利用提供依据,针对该矿石性质,采用全优先浮选工艺流程。浮铜采用CMC纤维素分散并抑制矿泥、漂白粉抑制钴镍矿物及磁黄铁矿、选择性较好的甲基硫氨酯为铜捕收剂、铜粗精矿再磨等工艺;浮钴镍采用碳酸钠调整矿浆p H值、氟硅酸钠活化钴镍矿物、丁基黄药＋C－125为钴镍矿物捕收剂等工艺实验;实验获得含铜18．32％,铜回收率64．27％的铜精矿;含钴0．577％,含镍1．68％,钴回收率54.35％,镍回收率55．28％的钴精矿。此外,还得到含硫38．68％,硫回收率69．90％的硫精矿。     

广东某高硫高铁难选铜矿选矿试验研究

针对高硫高铁复杂铜矿石性质的特点,采用铜浮选(粗精矿再磨)-磁黄铁矿磁选-硫浮选的磁浮联合工艺流程,关键技术是低碱优先浮铜和磁选脱除磁黄铁矿,有效解决黄铜矿与(磁)黄铁矿分选的技术难题.试验室小型闭路试验获得了铜品位21.77%、铜回收率81.49%的铜精矿,硫品位32.21%、铁品位48.57%、硫回收率29.28%的磁黄铁硫精矿,硫品位43.45%、硫回收率54.03%的硫精矿,总硫回收率达83.31%.     

某复杂铜铅锌硫化矿浮选分离工艺研究

新疆某铜铅锌多金属矿属于含铜原生硫化铅锌矿,矿物种类复杂,嵌布粒度不均匀且金属矿物间共生关系密切.针对该矿石的性质特征,为了综合回收矿石中的有价金属,开展了铜铅锌浮选分离试验研究,试验结果表明:采用优先浮选工艺流程,获得铜精矿品位25.13％、铜回收率80.67％;铅精矿品位58.76％、铅回收率88.99％;锌精矿品...     

某铜锌多金属硫化矿石选矿工艺试验研究

某铜锌多金属硫化矿石含铜0.38%、锌1.69%、硫12.48%,铜、锌、硫为主要有价回收元素。为实现铜、锌、硫的有效分离回收,开展了选矿工艺流程及药剂制度试验研究。结果表明：采用铜锌硫顺序优先浮选工艺,即优先选铜、再选锌、最后选硫工艺,在Z-200作为选铜捕收剂,硫酸锌和亚硫酸钠组合作为锌抑制剂,石灰作为硫抑制剂,乙基黄药和丁基黄药作为选锌捕收剂的条件下,闭路试验获得了铜精矿铜品位21.95%、铜回收率80.52%,锌精矿锌品位45.29%、锌回收率83.22%,硫精矿硫品位49.79%、硫回收率85.02%的试验指标。     

多金属硫化矿石综合回收铜金银试验研究

对安徽某矿多金属硫化矿石进行了选矿试验研究。试验采用优先浮选铜工艺流程,获得铜精矿品位20.39%,铜回收率83.41%;硫精矿焙烧制酸,硫酸烧渣经氰化炭浸工艺回收金,氰化渣作铁精矿出售。浮选、氰化炭浸金总回收率达89.66%。     

应用芳基铵黑药分离永平矿钢硫新工艺的研究

应用新捕收剂、实现了铜硫分离的优先浮选的新工艺流程.提高了铜、银、硫的精矿品位和回收率,并简化了工艺流程.对低铜、高硫混合矿矿石的分选获得明显的效果.     

西藏某难选铜铅多金属矿石铜铅浮选分离试验研究

西藏某难选铜铅多金属矿石中多种金属矿物密切共生,硫化物之间嵌连关系较为复杂,且含有大量的次生硫化铜及氧化铜矿物,铜铅分选极为困难。针对该矿石特点,进行了铜铅混合浮选—混合精矿分离、优先浮钼、优先浮铜—再浮铅等多种工艺流程探索试验。结果表明:优先浮铜—再浮铅工艺流程可获得较好指标,闭路试验获得铜品位25.01%、铜回收率81.92%、含铅6.71%的铜精矿,铅品位45.89%、铅回收率70.09%、含铜1.69%的铅精矿,实现了矿石中铜铅的有效分离。     

某难选氧硫混合型铜矿浮选试验研究

针对某难选氧硫混合型铜矿的特点,利用铜矿物之间可浮性的差异,采用“先硫后氧,先浮选易选氧化铜矿,再浮选难选氧化铜矿”的异步浮选的流程,对含铜3.99%的原矿,在条件优化试验的基础上,开展闭路试验,可以获得浮选硫化铜精矿含铜50.66%,铜回收率25.17%,氧化铜精矿含铜19.68%,回收率54.05%,浮选综合铜精矿回收率达到79.23%。     

内蒙古某多金属矿石选矿试验研究

对内蒙古某复杂多金属硫化矿石,试验采用优先选铜后选锌浮选工艺流程,用氰化物抑制砷黄铁矿,闭路试验获得指标:铜、锌回收率分别达到80.40%和72.48%,铜精矿品位为19.84%、锌精矿品位为49.94%,42.64%的银富集在铜精矿中.     

云南某含金多金属氧硫混合铜矿石选矿试验研究

为合理高效开发利用含金铜矿资源,以云南某含金多金属氧硫混合铜矿石为研究对象,进行了浮选试验研究。结果表明:在获得的最佳条件基础上,采用铜金优先浮选—硫浮选工艺流程,闭路试验获得了品位为金56. 60 g/t、银652. 25 g/t、铜17. 26%,回收率为金63. 63%、银61. 17%、铜74. 38%的铜精矿;品位为金2. 35 g/t、银29. 82 g/t、硫47. 33%,回收率为金21. 75%、银23. 02%、硫90. 64%的硫精矿;金总回收率为85. 38%、银总回收率为84. 19%。研究结果为类似多金属矿石选矿工艺确定提供了有益参考。     

从某浮选尾矿中综合回收铜和白钨的选矿工艺研究

东北某大型铜矿山早期的选铜尾矿中含Cu0．1％±、含WO30．13％±,其中铜主要以硫化铜为主,钨主要以白钨矿为主。按目前的市场价格预算,具有进一步回收的价值。根据矿石性质,进行了一系列的条件试验研究,最终确定采用优先浮选回收硫化矿再浮选回收钨矿物的原则流程对尾矿中的铜和钨分别进行浮选回收,闭路试验获得的铜精矿中含Cu15．12％,Cu回收率为61．94％;钨精矿中含WO3 41．92％,WO3回收率为68．88％。为矿山的投资决策提供了科学的参考依据。     

高海拔环境下氧化铜矿浮选优化试验研究

针对西藏某大型选矿厂在处理高海拔复杂氧化铜浮选精矿时存在品位不合格、回收率不理想的问题,对矿物开展工艺矿物学研究,基于此开展磨矿细度及浮选药剂制度优化试验。工艺矿物学研究表明:原矿铜氧化率为36.80%,其中结合氧化铜占16.59%,铜品位为0.51%,金品位为0.25×10^-6,银品位为14.24×10^-6,矿石中含铜量较高的次生铜矿物砷黝铜矿多与黄铁矿连生或共生,影响到铜精矿的质量和铜的回收率;矿石中含有一定的白云母、长石、石膏和方解石等,在磨矿过程中极易产生泥化现象,影响铜矿物上浮。为此现场在选矿中通过添加大量石灰,利用高碱度和新型药剂T506来抑制黄铁矿的上浮。试验室闭路试验表明：采用现场一粗三扫三精浮选流程,在粗选作业段采用新型抑制剂T506替代部分石灰,并适当增加Na₂S用量,精选作业段在pH=11的基础上适量增加T506用量,可获得精矿铜品位为19.72%,金品位为2.66×10^-6,银品位300.36×10^-6,铜回收率为65.50%,金回收率为18.36%,银回收率为35.92%的试验指标。精矿品位较现场生产条件提高了9.18%,铜选矿作业回收率提高了4.87%。     

内蒙古某铜锌复杂多金属矿石选矿试验研究

针对内蒙古某铜锌复杂多金属矿矿石性质,进行了浮选试验研究。通过采用优先浮选流程,即先选铜,再选锌,获得了较好的试验指标:铜精矿铜品位26.98%、铜回收率83.56%,锌精矿锌品位50.59%、锌回收率76.84%。     

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.     

陕西某低品位铜钼矿选矿试验研究

The copper grade the low-grade copper-molybdenum ore in Shaanxi is 0.32% and the molybdenum grade is 0.048%.The copper and molybdenum minerals mainly exist in the form of sulfide ore. The properties are complex that there are many kinds of minerals in the ore, which are closely distributed and fine dissemination size. According to the properties of the ore, the technological process of bulk flotation and separation of copper and molybdenum was adopted in the experiment. With lime as regulator and reagent L03 as collector, the mixed concentrate of copper and molybdenum was obtained by the bulk flotation which flow-sheet is one roughing, three refining and two scavenging process. Then regrinding the mixed concentrate, use sodium sulfide as inhibitor of copper minerals, sodium silicate as slurry dispersant and inhibitor of silicate gangue minerals , kerosene as collector, can separate copper and molybdenum with the flow-sheet which one roughing, five refining and three scavenging. The copper concentrate with copper grade of 18.82% and copper recovery rate of 85.35% and molybdenum concentrate with molybdenum grade of 47.14% and molybdenum recovery rate of 79.24% were obtained by the final closed-circuit flotation test process, the indicator is nearly ideal.