贵州某铜锌矿石浮选试验

为给贵州某铜锌矿石资源提供开发利用依据,在对矿石进行工艺矿物学研究基础上,采用优先浮铜再浮锌的流程进行了铜锌选矿试验。结果表明,铜品位为1.75%,锌品位为1.54%的矿石,采用1粗2精1扫闭路流程选铜、1粗1精1扫闭路流程选锌,最终获得的铜精矿铜品位为21.42%、铜回收率为89.13%,锌精矿锌品位为41.70%、锌回收率为72.15%。     

某铜锌矿石铜锌分离浮选工艺研究

国内某铜锌多金属硫化矿中次生硫化铜含量较高,有用矿物嵌布粒度细微、嵌布关系复杂。试验采用磨矿-铜锌混合浮选-混合粗精矿再磨-铜锌分离流程对该矿石中的铜、锌矿物进行了选矿工艺技术条件研究。用试验确定的闭路流程处理该矿石,获得了铜品位为22.72%、铜回收率为82.26%的铜精矿,锌品位为57.63%、锌回收率为62.92%的锌精矿;尾矿中黄铁矿的回收研究将留待后续进行。     

青海拉陵高里河下游某难选铜锌矿石工艺矿物学研究

对青海拉陵高里河下游某难选铜锌矿矿石进行了系统的工艺矿物学研究,查明了矿石的化学组成、矿物组成及其含量、主要矿物的嵌布特征、嵌布粒度以及解离情况。结果表明:矿石铜、锌品位分别为0.40%、1.60%,铜、锌氧化率分别为37.14%、62.12%,属低品位氧化铜锌矿;矿石中铜矿物主要以砷钙铜矿、黄铜矿形式存在,锌矿物主要以砷钙锌矿、铁闪锌矿、砷锌矿形式存在;砷钙铜矿中的锌以及砷钙锌矿和砷锌矿中的铜是以类质同象形式存在,这部分铜锌通过常规物理选矿难以分离,影响铜、锌的回收。黄铜矿、铁闪锌矿主要呈不规则状、星点状与Cu-Zn砷酸盐矿物、绿帘石、云母紧密共生;Cu-Zn砷酸盐矿物主要呈纤维状、板状、不规则状、浸染状与脉石矿物紧密共生,因此适当地提高磨矿细度有利于提高精矿质量与回收率。根据工艺矿物学研究结果,建议采用“铜锌硫化矿混合浮选—铜锌分离—分离尾矿再选铜锌氧化矿”的选矿工艺流程。     

新疆某铜锌矿石选矿试验

对新疆某铜锌高铜矿石进行矿石性质分析后,依据矿石性质进行了先抑锌浮铜后浮锌的选矿试验,在最佳试验条件下最终获得了铜精矿品位为24.61%,回收率为92.27%,锌精矿品位为41.95%,回收率为56.94%的理想选矿指标,为现场生产提供了指导依据。     

Y-89高效捕收剂对难选铜硫矿石浮选作用研究

以纯矿物和实际矿石研究了Y-89新型高效捕收剂对含次生铜矿物的难选铜硫矿石的浮选行为。研究结果表明,在石灰造成的高碱条件下,采用Y-89优先浮选铜硫矿石中的铜,可获得铜品位16.89%、铜回收率80.36%的铜精矿,与黄药相比,铜精矿品位提高了1.81%、铜回收率提高了6.13%,证明Y-89在高碱条件下的选择性和捕收能力均高于黄药。     

内蒙古某难选铜锌硫化矿浮选分离试验研究

针对内蒙古某铜锌硫化矿中次生硫化铜矿物含量高、部分锌矿物与铜矿物之间共生关系密切和铜锌分离难的问题,试验研究采用铜锌等可浮、混合精矿再磨后铜锌浮选分离、锌浮选的工艺流程,以CY为调整剂消除矿石中次生铜矿物在磨矿过程中产生的铜离子对锌、硫矿物的活化作用,应用选择性好的铜矿物捕收剂WR,实现铜锌的有效分离。试验室闭路试验获得的浮选指标为:铜精矿中含铜25.28%、铜回收率为81.50%,含锌7.33%;锌精矿平均含锌44.38%,锌总回收率为82.57%。     

伏牛山铜业公司高硫铜锌矿石选矿工艺研究

对伏牛山高硫铜锌矿石进行工艺矿物学和选矿工艺研究,研究表明,采用优先选铜-锌硫混浮再分离及铜锌硫依次优先浮选工艺可较好地回收矿石中的铜锌硫,小型闭路试验可得到含铜27-28%、铜回收率86.3%的铜精矿,含锌50.53-51.83%、锌回收率88.11-90.38%的锌精矿,含硫42-43%、硫回收率78%的硫精矿。     

高次生铜难选铜锌矿石分选新工艺研究与实践

本文详述了高次生铜锌矿石的特性,并据此制定了铜离子超前沉淀、ＢＫ组合抑制剂、低碱、无氰分离新工艺。新工艺投人生产已３年,铜、锌精矿品位和回收率分别提高２．３１３％、６．９６％和２．９９％、２２．９８％。并已获得显著的经济效益。     

云南东川某高锌难选铜锌硫化矿石选矿试验研究

云南东川某铜锌硫化矿石Cu品位为0.64％、Zn品位为6.21％,主要脉石矿物有石英、绢云母、方解石等,且矿石中的矿物多数都构成连生体,给铜锌分离造成困难.对该矿石采用抑锌浮铜的优先浮选工艺流程.在磨矿细度为-0.074 mm占80％条件下,用石灰调节pH,铜粗选用硫酸锌和焦亚硫酸钠组合抑制闪锌矿,Z-200为捕收剂;...     

某难选铜锌硫化矿浮选分离工艺优化研究与实践

河南某铜锌矿含Cu0.60%、Zn3.30%、S11.20%,由于原生产工艺不合理,导致未生产出合格的铜、锌精矿,因此根据其矿石特点,优化了其选矿工艺技术条件,并对工艺流程进行改进和浮选药剂制度优化,获得了较好的选别技术指标。在工业试验中,铜精矿铜品位和回收率分别为20.33%和83.85%,锌精矿锌品位和回收率分别为44.88%和85.03%,取得了较好的经济效益。     

四川某难选氧化铜矿石选别试验

四川某难选氧化铜矿石矿物组成和结构构造复杂,游离氧化铜与结合氧化铜占总铜的93.79%,以孔雀石和蓝铜矿的形式存在,铜矿物嵌布粒度较细,主要分布在非金属矿物裂隙中。对该矿石的工艺技术条件研究结果表明,DZ-602与Na2S组合可有效活化氧化铜矿物,提高其疏水性,采用2粗2精2扫、中矿顺序返回流程处理该矿石,最终可获得铜品位为20.12%、铜回收率为75.35%的铜精矿。     

难选氧化铜矿浸出-沉淀-载体浮选法试验研究

简述了某难选氧化铜矿的性质,进行了浸出-沉淀-载体浮选法(简称LPCF法)的可行性论证试验,获得了较好的结果。     

某难选铜矿石回收率的选矿新工艺研究

针对江西某难选铜矿石的特征,进行了合理的选矿工艺流程和新药剂制度的研究。试验研究表明,采用铜部分优先、混选精矿再磨分选工艺流程,较大幅度地提高该难选铜矿石的分选指标,可获得品位21.15％、回收率83.62％的选铜技术指标。通过连续工业试验获得的选矿技术指标与原有的生产指标对比,新的浮选工艺制度可以提高铜品位1.07%和回收率18.33%。     

提高含铜难浸金矿金浸出率的细菌预处理研究

江西某含铜难浸金矿的金精矿常规金浸出率仅48.71%,采用富氧细菌氧化预处理后金浸出率可达91.67%。鉴于富氧、低温控制工艺的高要求不宜实际推广,研究中开展了低氧细菌预处理试验,并引入磁场强化预处理,达到金浸出率91.72%的较理想指标。同时,对磁场强化细菌预处理过程的机理进行了分析探讨。     

难选低品位多金属矿石综合回收锌的研究与生产实践

铜锌硫多金属矿石分离历来是选矿界的难题。里伍铜矿笋叶林矿区铜多金属矿石选矿研究表明,采用优先浮选工艺和选择性好、捕收能力强的捕收剂TD430,实现了锌的回收,解决了该矿石中难选低品位锌无法综合回收的难题。生产实践表明,该研究结果成功转化为生产力,提高了矿石的综合利用率,增加了企业经济效益。     

云南东川某低品位难选硫化铜矿的浮选回收

云南东川某铜矿含Cu 0.65%,其中次生硫化铜占有率达85.6%,铜氧化率9.6%;矿石中黄铁矿含量较高,铜硫分离难度较大,并含有较多的易泥化脉石矿物,属低品位难选硫化铜矿。针对该矿石的性质特点,对其进行了浮选回收研究,结果表明:以Ca O作p H值调整剂和铜硫分离时的抑制剂、Na2Si O3作分散剂和抑制剂,磨矿细度选择80%-74μm较为合适,Na2S用量600 g/t时可达到较好的沉淀、分散与活化效果,捕收剂优选为PAC,其最佳用量为120 g/t。在最佳条件下,采用"一粗-二精-二扫"的闭路流程,获得了较好的技术指标,最终精矿Cu品位和回收率分别达20.12%和90.39%。     

新型捕收剂Y2提高四川某铅锌硫化矿浮选指标的研究

四川某铅锌硫化矿方铅矿、闪锌矿和黄铁矿嵌布关系复杂。现场在中性条件下,以25#黑药作铅捕收剂浮铅,浮铅尾矿再选锌,获得的铅、锌精矿品位偏低、且精矿中铅、锌互含严重,难以实现高效回收铅、锌资源。为此,针对该铅锌硫化矿矿石性质,在高碱条件下,以具有较好选择性和捕收性的铅高效捕收剂Y2浮铅,硫酸锌作锌矿物抑制剂,经一次粗选、三精精选获得铅精矿,粗选尾矿经两次扫选后再选锌。试验室小型闭路试验研究结果表明,在原矿含铅1.39%、含锌2.38%的情况下,可获得铅精矿含铅50.34%、含锌6.59%、铅回收率80.61%,锌精矿含锌49.44%、含铅1.94%、锌回收率88.60%的较好指标。与现场工艺相比,铅精矿中铅品位提高了6.46%、铅回收率提高了7.04%、杂质锌含量降低2.23%,锌精矿中锌品位提高6.02%、锌回收率提高5.06%、杂质铅含量降低0.9%,使用新型捕收剂Y2的优越性明显。