云南某氧化铜矿石选矿试验

云南某难选氧化铜矿石氧化程度高、泥化严重,有用矿物嵌布粒度粗细不均,其中硫化铜矿嵌布粒度较粗。按先浮硫化铜矿物,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。结果表明,氧化铜矿物采用分级分选工艺可以有效解决矿泥通过中矿返回不断循环、积累的问题;闭路流程最终获得了铜品位为21.43%、回收率为47.73%的硫化铜精矿和铜品位为17.41%、回收率为19.39%的氧化铜精矿,综合精矿的铜品位为20.09%、回收率为67.12%。     

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。     

新疆某氧化铜矿同步浮选——强磁选选矿试验

新疆某氧化铜矿铜品位0.98%,铜主要以氧化铜和硫化铜的形式存在,氧化铜矿物和硫化铜矿物可浮性接近。为给该铜矿石资源开发利用提供技术依据,对其进行选矿试验。结果表明:(1)相比硫化-氧化异步浮选,同步浮选选别指标相近,但工艺流程相对简单;(2)对同步浮选尾矿进行强磁选试验,确定了最佳磁感应强度1.45 T、脉动频率20次/min的试验参数;(3)原矿磨矿至-0.074 mm占91%,经2粗2精3扫闭路浮选—浮选尾矿1粗1精强磁选流程处理,获得铜品位18.29%、回收率75.38%的浮选铜精矿和铜品位4.10%、回收率9.41%的磁选铜精矿,指标较好,工艺流程可供类似铜矿石选矿参考。     

内蒙古某铜矿选矿试验

内蒙古某铜矿原矿含铜1.28%,铜品位较高,但氧化严重,氧化率高达76.07%,属于高氧化铜矿。原矿中氧化铜矿物主要为孔雀石,硫化铜矿物主要为辉铜矿和黄铜矿。为综合利用资源,针对矿石性质,进行了详细的条件试验,最终确定采用"先浮硫化矿后硫化浮选氧化矿"的工艺流程,获得了良好的分选指标。全流程闭路试验获得了含铜28.68%、回收率20.65%的硫化铜精矿以及含铜16.82%、回收率52.38%的氧化铜精矿,总铜精矿含铜19.05%、回收率73.03%,对该类资源的综合利用提供了一定的参考依据。     

玻利维亚图皮萨混合铜矿选矿试验研究

玻利维亚图皮萨铜矿石属于混合铜矿石,含铜1.65%,铜的氧化率为28.48%。针对该矿石性质进行了浮选试验研究,采用直接浮选先浮硫化铜矿物,再用硫化浮选法浮氧化铜矿物,硫化浮选以丁基黄药+丁基铵黑药+羟肟酸组合作为捕收剂强化对氧化铜矿物的捕收。闭路试验获得铜品位为20.48%,铜回收率为61.77%的硫化铜精矿及铜品位为13.29%,回收率为19.28%的氧化铜精矿,总铜回收率为81.05%,试验研究为该矿的开发利用提供了技术依据。     

西藏某铜矿选矿工艺技术试验研究

对西藏某铜矿的试验样品进行了先选硫化铜、再选氧化铜的浮选工艺流程研究,采用该流程获得的指标为:硫化铜精矿品位33.83%、回收率69.71%;氧化铜精矿品位16.84%、回收率17.35%;总精矿品位28.17%,铜回收率87.06%。由于尾矿中铜品位尚有0.40%,经制片镜下检查表明,损失于尾矿中的铜主要是氧化铜,其存在形式主要以包裹体存在于脉石中,因此对该工艺流程的尾矿进行了再处理。对闭路浮选试验尾矿分别进行了氨和硫酸不同浓度、不同浸出时间的浸出试验,试验结果表明,用一定量的硫酸浸出可将尾矿铜降至0.11%,充分表明了该铜矿具有较高的资源价值。     

某氧化铜矿石硫化浮选试验

某氧化铜矿石铜品位为3.99%,氧化率73.5%,铜主要以自由氧化铜的形式存在。采用优先浮硫化铜再浮氧化铜的原则流程回收铜,对硫化铜浮选尾矿开展氧化铜硫化浮选试验。以硫化钠为硫化剂,戊基黄药为捕收剂,2#油为起泡剂,进行1粗1精氧化铜矿硫化钠用量、强化硫化药剂、分段加药浮选试验和氧化铜浮选尾矿强磁选试验。结果表明,硫化钠用量为1 500 g/t,不采用强化硫化药剂,分两次加药、加药量比为3∶1时,磁场强度为1 240 k A/m时,浮选效果最佳。在该条件下进行全流程闭路试验,最终可获得铜位40.79%、回收率36.37%的氧化铜精矿1,铜品位17.62%、回收率16.40%的氧化铜精矿2和铜品位4.11%、回收率3.88%的磁选精矿。试验结果可为该氧化铜矿石铜回收工艺的确定提供技术参考。     

旋流器脱泥优化某高泥氧化铜矿石的回收效果研究

某高泥氧化铜矿石铜品位为4.26%，主要铜矿物为孔雀石，其次是辉铜矿、硅孔雀石和斜硅铜矿，脉石矿物主要为泥质粉砂岩、石英粉砂、绢云母、绿泥石等。针对氧化铜矿石浮选中矿泥会恶化浮选过程，大量消耗浮选药剂，影响浮选指标的问题，对磨矿细度为-0.074 mm占64.04%的矿石（-0.010 mm占14.05%）优先选出硫化铜矿物后的产品进行了直接硫化浮选和旋流器机械脱泥后的浮选试验。结果表明，用旋流器脱出的产率为12.64%、铜品位为4.82%的细泥采用浸出工艺处理，铜浸出率达95.26%；产率为87.36%、铜品位为3.32%的沉砂采用硫化浮选流程处理，可获得铜品位为24.75%、铜回收率为67.47%的铜精矿，铜综合回收率为84.01%；而直接硫化浮选仅获得铜品位为19.79%、铜回收率为75.09%的铜精矿，尾矿铜品位高达1.02%。与高泥氧化铜矿石的直接浮选相比，脱泥浮选工艺更加平稳、可控，铜回收指标更理想，浮选药剂用量更低，是一种较有发展前景的工艺形式。     

旋流器脱泥优化某高泥氧化铜矿石的回收效果研究

某高泥氧化铜矿石铜品位为4.26%，主要铜矿物为孔雀石，其次是辉铜矿、硅孔雀石和斜硅铜矿，脉石矿物主要为泥质粉砂岩、石英粉砂、绢云母、绿泥石等。针对氧化铜矿石浮选中矿泥会恶化浮选过程，大量消耗浮选药剂，影响浮选指标的问题，对磨矿细度为-0.074 mm占64.04%的矿石（-0.010 mm占14.05%）优先选出硫化铜矿物后的产品进行了直接硫化浮选和旋流器机械脱泥后的浮选试验。结果表明，用旋流器脱出的产率为12.64%、铜品位为4.82%的细泥采用浸出工艺处理，铜浸出率达95.26%；产率为87.36%、铜品位为3.32%的沉砂采用硫化浮选流程处理，可获得铜品位为24.75%、铜回收率为67.47%的铜精矿，铜综合回收率为84.01%；而直接硫化浮选仅获得铜品位为19.79%、铜回收率为75.09%的铜精矿，尾矿铜品位高达1.02%。与高泥氧化铜矿石的直接浮选相比，脱泥浮选工艺更加平稳、可控，铜回收指标更理想，浮选药剂用量更低，是一种较有发展前景的工艺形式。     

云南某难选氧化铜矿浮-磁联合选矿试验

为高效回收利用铜品位为1.28%的云南某氧化铜矿,根据原矿高氧化率、高结合率、嵌布粒度细的特点及不同含铜矿物可浮性和磁性的差异,试验研究采用先浮硫化铜后浮氧化铜-浮选尾矿强磁选的原则工艺流程。试验结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm 84.5%的条件下,进行硫化铜1粗1扫2精浮硫化铜矿,硫化铜浮选尾矿再进行1粗3扫3精浮氧化铜矿,浮选尾矿通过磁选综合回收铜工艺,最终获得的硫化铜精矿铜品位为24.75%,铜回收率为33.03%;获得的氧化铜精矿铜品位为16.12%,回收率为39.25%;获得的磁选精矿铜品位为9.71%,铜回收率为12.50%;总精矿铜品位为16.77%,总铜回收率为84.78%,获得了满意的试验指标。      

从某铅锌尾矿中回收氧化锌的选矿试验

云南某铅锌矿尾矿中含6.89%的锌,其中硫化锌占17.28%,氧化锌占82.72%,硫化锌为闪锌矿,氧化锌大部分为菱锌矿,少量为异极矿。为了回收该尾矿中的锌,进行了大量的试验研究,结果表明该尾矿适宜采用“先硫后氧(氧化锌浮选前预先重浮联合脱泥)”流程回收锌,最终闭路试验可获得锌品位30.87%的硫化锌精矿、锌品位25.96%的氧化锌精矿和锌品位13.94%的浮选矿泥,三者合计锌品位为23.43%,锌总回收率为81.68%。重浮联合脱泥实现了矿泥的高效稳定脱除,为氧化锌浮选回收创造了良好的矿浆环境,可以获得较高品位的硫化锌精矿和氧化锌精矿,同时得到较低品位的浮选矿泥,较大限度地回收了氧化锌矿石中的锌资源,对难选氧化锌资源开发利用具有重要的实际意义。     

某低品位铜矿浮选工艺研究

所研究的矿石中目的矿物以辉铜矿、孔雀石为主,原矿含铜0.77%,氧化率为16.88%,属于低品位混合铜矿。针对矿石性质,对硫化铜优先浮选工艺和硫化铜与氧化铜混合浮选工艺进行了试验研究。并根据优先浮选和混合浮选的特点,最终采用了两次粗选、一次扫选的闭路试验流程,取得了铜精矿品位为22.62%、回收率为86.78%、含银225.81 g/t的浮选指标。该工艺流程简单合理,易于实现工业化生产。     

某混合铜矿选矿试验研究

四川某铜矿含Cu0.77%,Ag8.2g/t,铜矿物以辉铜矿等硫化铜为主,氧化铜矿物主要为孔雀石,氧化率为16.88%,其中结合氧化铜占10.39%,属于低品位混合铜矿。针对矿石性质,确定了优先浮选硫化矿再浮选氧化矿的浮选工艺。在适宜的磨矿细度和药剂制度下,采用一段磨矿,两次粗选,一次精选,一次扫选的闭路试验流程,最终取得了铜精矿品位为25.76%,回收率为85.74%,含Ag258.21g/t的指标。      

玉龙铜矿Ⅰ号矿体混合矿石选矿试验

为了给西藏玉龙铜矿Ⅰ号矿体的开发提供依据,对该矿体各矿带矿石组成的混合矿石进行了选矿试验研究。针对矿石中除铜外还伴生有钼、铜以硫化铜和氧化铜两种形式存在、钼主要以硫化钼形式存在的特点,试验采用硫化铜钼混合浮选-分离浮选、混浮尾矿再浮选氧化铜的工艺流程,最终获得了铜品位为18.13%、铜回收率为79.31%的综合铜精矿和钼品位为45.97%、钼回收率为79.39%的钼精矿。     

云南迪庆氧硫混合铜矿选矿试验研究

我国氧硫混合铜矿资源丰富,对这类铜矿进行高效选矿富集具有重要意义。云南迪庆地区有大量氧硫混合铜矿,铜品位0.67%,氧化率17.37%,含铜矿物主要为黄铜矿、斑铜矿和孔雀石。采用硫化—黄药浮选法对该矿石进行选矿,分析了活化剂和捕收剂的作用机理。研究了磨矿细度、药剂制度及粗精矿再磨等对浮选指标的影响。结果表明,以石灰为抑制剂,硫化钠为氧化铜的活化剂,丁基黄药和羟肟酸为组合捕收剂,当粗磨细度-0.074mm占85.00%、粗精矿再磨细度-0.038mm占85%时,采用一次粗选、两次扫选、两次精选的浮选闭路流程,可获得铜品位18.26%、铜回收率83.93%的铜精矿。研究结果可为混合铜矿的选矿富集提供参考。     

四川某铅锌混合矿选矿工艺试验

以含铅0.85%、含锌6.53%的四川某铅锌混合矿为研究对象,通过4种不同选矿工艺对比试验,得出采用先选铅后硫化锌氧化锌混选的工艺流程是可行的,其闭路试验获得了精矿品位、回收率分别为51.16%、64.84%的铅精矿和50.03%、90.23%的锌精矿,产品均符合YB114-81五级品的质量要求。     

提高老挝难选玄武岩氧硫混合铜矿回收率试验

铜矿资源是世界各国国家安全与经济发展的物质基础,随着经济的飞速发展,对铜资源需求量越来越大,但易选的硫化铜矿石资源逐渐消耗殆尽,因此,氧化铜矿和氧硫混合铜矿的开发和利用成为必然。老挝蚀变玄武岩氧硫混合铜矿,含铜1.00%,氧化率17.60%,其中结合氧化铜占5.60%。工艺矿物学研究表明,该矿具有矿物组成复杂、粒度嵌布细且不均匀、解离不完全等特点。基于选厂的实际考察及工艺矿物学特性,研究分析了磨矿细度、药剂用量、选别流程等对铜回收率指标的影响。试验采用硫氧混合粗扫选—粗精矿集中两次精选—中矿再磨再选流程,其结果表明在-44μm粒级含量占95%的磨矿条件及最佳药剂用量条件下,获得了两种铜精矿;其中精矿1,铜品位为4.23%,铜回收率为3.63%;铜精矿2,铜品位为19.38%,铜回收率为71.56%,合并后铜精矿铜品位为16.52%,铜回收率为75.19%。     

河南某铜铅锌多金属硫化矿浮选试验研究

河南某铜铅锌多金属矿属于典型的易选难分离矿石,次生硫化铜和结合氧化铜含量占总铜76.71%,且闪锌矿与黄铜矿间形成极难解离的固溶体结构,欲得合格铜精矿难以实现。经过原则流程对比选择后,确定采用铅锌混合浮选—混选尾矿选锌的流程,可产出铅锌混合精矿、锌精矿两种合格产品。实验室小型闭路试验取得了较好的选矿技术指标,铅锌精矿含铅27.08%,铅回收率80.03%,含锌23.17%,锌回收率56.99%;锌精矿含锌40.13%,锌回收率36.67%。