某难选氧化铜矿浮选工艺试验

为高效选别某难选氧化铜中的铜资源,在矿石性质研究的基础上,对该矿石采用常规浮选药剂进行了硫化法浮选试验研究。试验结果表明:通过1次快速浮选,快浮尾矿进行2粗2精2扫,可获得精矿1含铜品位为20.12%、铜回收率为56.46%;精矿2含铜品位为15.32%、铜回收率为24.82%;精矿1与精矿2加权精矿含铜品位为18.36%、铜回收率为81.28%,实现了氧化铜矿的有效回收。     

难选低品位氧化铜矿浮选试验研究

分析了云南某铜矿的矿石性质,该铜矿氧化、结合率高;原矿品位低、含泥量大,在常规药剂浮选条件下,细泥级别铜及结合铜难以得到回收,使用新药剂组合活化剂强化结合铜,并选用选择性强的新型捕收剂LW51捕收氧化铜,得到满意的效果。     

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.     

某难选泥质氧化铜矿浮选试验研究

为减少泥质矿物对孔雀石浮选的影响,采用预先脱泥浮选工艺,对某高氧化率、含泥量大的难处理氧化铜矿石进行试验研究,对于预先脱泥浮选工艺,细泥脱除率为9.42%的情况下,能获得综合铜精矿品位为27.16%,脱除的细泥作为产品转入湿法浸出作业,铜的浸出率能达到94.30%,折算成全流程的铜的回收率为12.02%,所以全流程的铜综合回收率为85.46%,与原矿直接浮选工艺对比,浮选综合铜精矿品位提高了3.88%,铜综合回收率提高了6.32%,充分说明了预先脱泥浮选-矿泥浸出的选冶联合工艺的效果。而且原矿经过旋流器预先脱泥处理后,在保证铜精矿回收率的同时,包括氟硅酸钠、硫化钠和捕收剂在用量上都有较大的降低空间,充分说明了预先脱泥浮选工艺的效果。     

东川汤丹难选氧化铜矿浮选试验研究

为了提高汤丹选矿厂的选矿回收率, 降低成本, 在实验室采用硫化浮选工艺, 对新型活性剂D₂、N₈₄₅及混合捕收剂进行了试验。试验结果表明:活化剂N₈₄₅的活化效果比D₂好。异戊基黄药和丁铵黑药混合使用时协同效应显著, 可提高回收率4.2个百分点。     

难选氧化铜矿的多硫化钠硫化浮选研究

研究了多硫化钠在孔雀石及天然难选氧化铜矿浮选中的作用。并探讨了在硫化过程中多硫化物的作用机理及硫在矿物表面上的形成机理。结果表明,在所研究的多硫化钠中,五硫化钠是氧化铜矿最有效的调整剂。     

某低品位难选氧化铜矿浮选试验研究

针对某氧化铜矿品位低、氧化率高、结合率高等特点, 采用先添加硫化剂硫化和硫酸铵活化, 再以水玻璃+六偏磷酸钠组合抑制剂强化抑制, 以混合黄药680+丁铵黑药+羟肟酸组合捕收剂强化捕收的新药剂制度, 对该矿石进行了系统的浮选试验研究, 确定了氧化铜矿最佳分选条件与药剂制度, 闭路试验指标达到铜精矿品位17.39%, 回收率59.36%。     

难选氧化铜矿浸出—置换—浮选试验研究

某难选氧化铜矿石氧化率和结合率高,用浮选方法处理,选别指标不理想。为了提高铜精矿指标,提出了搅拌浸出—置换—浮选和搅拌浸出—萃取—电积两个工艺流程方案。结果表明,搅拌浸出—置换—浮选方案从原铜矿石中回收铜效果更佳,获得了铜精矿品位35.81%,回收率92.92%的较好指标。     

硫化浮选法处理难选氧化铜矿的技术研究

针对氧化率高达93%的云南某氧化铜矿,通过分段添加硫化钠,分时进行硫化浮选,控制硫化钠用量和硫化浮选时间,进行了一系列试验室浮选试验,获得了铜精矿中铜的综合品位为14.52%,铜的总回收率为72.29%的铜精矿;银的综合品位为366.7 g/t,银的总回收率为48.07%银精矿,取得了较好的选矿技术指标,为开发类似铜矿提供了技术依据。     

某难选氧化铜矿的分段硫化浮选试验研究

对云南某氧化铜矿进行了一系列浮选试验研究.试验表明:采用碳酸钠调整pH值,丁黄药作捕收剂,2#油作起泡剂,硫化钠分段添加,经过一次粗选两次扫选、粗精矿和扫选中矿合并为最终精矿,可获得铜精矿品位16.25%、回收率78.08%的浮选指标,与选厂现有流程相比,大大提高了精矿回收率.     

玄武岩型难选氧化铜矿浮选-浸出联合工艺

采用浮选-浸出工艺处理含铜0.94％的玄武岩型氧化铜矿,该铜矿物氧化率高,嵌布粒度较细,属于低品位难选氧化铜.通过硫化浮选法回收部分氧化铜矿及硫化铜矿,可得到品位为16.2％,回收率为50.7％的浮选铜精矿,通过硫酸浸出法回收浮选尾矿中的细粒级铜矿物,浸出率达87％,此浮选-浸出工艺实现了铜矿物的有效回收.     

难选氧化铜矿的处理

系统综述了难选氧化铜矿处理方法、药剂与工艺的新进展。针对氧化铜矿贫、细、难选的特点,指出工艺简单合理、适用性强、成本低、指标好的湿法冶金和选冶联合流程将成为主流,浮选药剂特别是捕收剂、活化剂等方面的研究也将成为一个重点,认为氧化铜矿浮选时,混合用药比单一用药剂量少,并且可以提高浮选指标。     

某难选氧化铜矿石浮选试验

某氧化铜矿石铜含量为0.62%,80.65%的铜以游离氧化铜形式存在,10.81%的铜以结合氧化铜形式存在。为开发利用该矿石,对其进行了选矿试验研究。结果表明:在磨矿细度为-0.074 mm占70%时,预先浮选脱除滑石后,经1粗2精1扫铜浮选,可以得到铜品位19.01%、锡品位2.37%、铜回收率71.90%、锡回收率6.32%的铜精矿。试验结果对类似氧化铜矿石的浮选回收具有参考意义。     

羟肟酸钠浮选氧化铜矿的研究

对含铜、金的氧化物，采用常规的硫化浮选工艺，研究了硫化钠、丁黄药用量对铜、金回收率的影响，并在硫化钠，丁黄药最佳用量的条件下，研究了添加羟肟酸钠对铜，金回收率的影响，结果表明，过量的硫化钠对铜、金矿物有一定的抑制作用，而添加少量羟肟酸钠后，可以避免硫化钠对铜，金的不利影响，明显地提高了铜、金的回心率，小型试验获得的铜精矿，含Ｃｕ１７．６８％，含Ａｕ２５．０７ｇ／ｔ，铜回收率５４．３０％，金回收率６     

异羟肟酸钠浮选氧化铜矿的生产实践

<正> 石头嘴矿选矿厂投产以来,由于矿石氧化程度深,铜铁矿物紧密共生,选别铜矿物单独使用丁基黄药捕收剂,浮选指标较低。采用异羟肟酸钠与丁基黄药混合药剂后,大幅度提高了选别指标,并降低了药剂费用。现将有关情况介绍如下。     

羟肟酸钠浮选氧化铜矿工业试验

铜录山矿石为含铜铁矿石,铜品位约5％,氧化率一般在96％以上,结合氧化铜占12％左右。铜矿物以孔雀石为主,次为蓝铜矿、赤铜矿、结合氧化铜等。铁品位约55％,铁矿物主要有磁铁矿、赤铁矿、褐铁矿等。脉石矿物有石英、玉髓、蛋白石、高岭土等,其含量较少。     

某难选氧化铜矿分步优先浮选和中矿处理工艺研究

某难选氧化铜矿石氧化率和结合率高,原矿品位低,选别指标不理想。为了提高铜精矿指标,提出了分步优先浮选工艺流程方案。比较了中矿不磨、再磨再选和中矿浸出三种方案,其中以中矿浸出效果最好。新工艺的特点是,采用分步优先浮选可尽早回收易选的硫化铜和氧化铜,又可防止过磨;铜精矿品位达26.35%,回收率达70%。     

玻利维亚劳拉力矿区高品位难选氧化铜矿活化浮选研究

玻利维亚劳拉力矿区某铜矿含Cu 3.98%,铜矿物主要为孔雀石,Cu氧化率达98.49%、结合率达20.10%,为高品位难选氧化铜矿。针对矿石的性质特点,提出了"硫化钠与硫酸铵协同活化、水玻璃与硫酸铵联合分散、异戊基黄药与羟肟酸强化捕收"的活化浮选方案,并考察了主要因素的影响。结果表明:活化浮选的最佳条件为水玻璃用量300 g/t、硫化钠用量800 g/t、硫酸铵用量800 g/t、异戊基黄药用量120 g/t、羟肟酸用量60 g/t;在最佳条件下,经过"一粗—一精—两扫"的活化浮选工艺,获得了良好的技术指标,精矿Cu品位达27.07%、回收率达86.38%。      

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。     

大姚某难选氧化铜矿工艺矿物学特征与浮选试验研究

云南大姚某难选氧化铜矿,氧化率高、结合率高、钙镁含量高,含泥量大,且含有大量的纤硅铜矿,嵌布粒度极细。无论采用浮选法或湿法选铜都存在一定的难度。本试验研究从矿物学特征入手,查明该类矿石难选的原因,并选用具有针对性的氧化铜矿活化剂D2,制定较为合理的浮选流程,取得了较为满意的浮选指标,精矿铜品位达21.12%,回收率61.29%,伴生银也得到回收。