赞比亚某铜钴矿选矿试验研究

以赞比亚某铜钴矿为研究对象,采用一粗-两扫-三精的混合浮选工艺得到铜钴混合精矿,混合精矿经再磨至细度为-0.038mm占82%,以石灰做抑制剂,采用一粗-一精-一扫的铜钴分离流程可获得铜品位为34.22%、回收率为92.75%的铜精矿和钴品位为1.35%、回收率为55.78%的钴精矿。本研究可以实现铜钴有效分离,为该类型铜钴矿资源的回收利用提供重要指导。     

国外某低品位铜锌硫化矿浮选分离试验研究

国外某低品位铜锌硫化矿矿床属于矽卡岩型,为确定该矿石中有价金属开发利用的可行性,进行了选矿试验。研究表明,矿石中铜品位为0.38%,锌品位为1.26%,针对矿样组成特性,确定了优先浮选铜,选铜后的尾矿再浮选锌的工艺流程处理该硫化矿矿石。在磨矿细度为-0.074 mm占74.60%的条件下,选用石灰为矿浆pH调整剂,硫酸锌和亚硫酸钠为组合抑制剂,Z-200为捕收剂优先浮选硫化铜矿物;对选铜尾矿继续采用石灰调节矿浆pH值,硫酸铜活化被抑制的锌矿物,丁基黄药为捕收剂浮选硫化锌矿物的药剂方案,经"2粗2精"选铜、"1粗3精2扫"选锌的闭路试验,最终获得铜精矿铜品位和回收率分别为22.55%、85.19%和锌精矿锌品位和回收率分别为44.83%、74.36%,有效地实现了铜锌硫化矿的分离与回收,为国外该类型硫化矿矿石的开发利用提供依据。     

河南某铜矿石铜钴选矿回收试验

河南某铜矿石铜品位1.50%,钴品位0.14%,均具有回收价值。铜主要以黄铜矿的形式存在,钴主要赋存于硫钴矿中,硫化态的铜、钴分别占铜、钴总金属量的98.00%、95.18%,嵌布粒度较粗,且铜、钴关系密切。为充分利用该资源中的铜、钴,分别采用优先浮选和混合浮选原则流程进行铜、钴选矿回收试验。结果表明,以石灰+氰化钠抑制钴进行优先浮选铜再浮选钴试验,可以得到产率3.52%、铜品位30.82%、回收率73.43%的铜精矿和产率2.94%、钴品位1.98%、钴回收率41.81%的钴硫精矿,损失在尾矿中的钴高达15.90%;原矿磨矿至-0.075 mm 75%进行1粗3扫铜钴混合浮选,粗精矿再磨至-0.038 mm 90%进行铜、钴分离浮选,最终可获得铜精矿产率4.88%、品位27.41%、回收率89.16%和钴硫精矿产率9.88%、钴品位1.14%、钴回收率80.70%的良好指标,且损失在尾矿中的钴也较优先浮选低。因此选择混合浮选处理该铜矿石较为合适,可实现铜、钴的综合回收,对最终确定选别流程具有参考价值。     

某含银复杂铜铅锌多金属硫化矿浮选试验

本文介绍了某铜铅锌多金属硫化矿的浮选试验。矿石中有用矿物为闪锌矿、方铅矿、黄铜矿等,其他矿物有黄铁矿、磁黄铁矿、白铁矿以及少量菱锌矿、铜蓝、铅钒等矿物,并伴生大量的银。本试验采用了铜铅混合优先浮选-混合精矿再磨-铜铅分离-铜铅尾矿再选锌的优先浮选流程,并且综合回收了银。试验中探索了药剂的组合使用,在保证选矿指标的前提下,又节省了成本。。原矿经过一粗-两次混合精选-铜铅分离流程得到铜精矿品位25.65%,铜回收率73.25%,银回收率2.47%;铅精矿品位46.59%,铅回收率87.78%,银回收率82.23%。铜铅尾矿经过一粗二精一扫的流程,得到了锌精矿品位38.19%,锌回收率86.64%,银回收率7.44%,银的综合回收率达到92.14%。     

夏塞某多金属硫化矿浮选回水试验

为节省水资源,降低浮选废水排放量,合理利用浮选回水中的有效药剂成分,以夏塞某多金属硫化矿为例进行浮选回水试验。根据矿石性质,采用铜铅混浮—铜铅分离—锌硫混浮—锌硫分离工艺流程进行清水试验和回水试验。清水试验铜铅浮选废水不经处理直接回用,锌硫浮选废水经硫酸调整p H至7.0左右后再回用,且回水不混用。结果表明,回水闭路试验可获得品位18.54%、回收率66.46%的铜精矿,品位49.53%、回收率91.91%的铅精矿,品位40.32%、回收率82.77%的锌精矿,相比清水试验,铜铅锌回收率显著提高,且铜精矿、铅精矿中银品位分别为31 000,1 940 g/t,回收率分别74.74%、19.41%。该浮选工艺流程实现了资源的综合利用,提高了资源利用率,流程易于控制,生产便于管理,浮选废水的回用可节约新鲜用水量,可供实际应用参考。     

刚果(金)某硫化铜钴矿选矿工艺技术研究

刚果(金)某硫化铜钴矿位于加丹加省利卡西市,属中非铜钴矿带典型的硫化铜钴矿,矿石含铜1.50%、钴0.48%。根据矿石中铜钴矿物难以浮选分离的矿物特性,确定了"铜钴混合浮选"的原则流程。结合新型高效选择性捕收剂BK404B及铜钴活化剂BKNA,采用"一粗两扫三精-粗精矿再磨"的工艺流程,浮选闭路试验获得含Cu 26.93%、Co 7.24%,铜回收率93.70%,钴回收率78.42%的铜钴精矿。另外,针对浮选闭路试验尾矿,通过强磁选强化对钴的回收,可获得含钴1.18%,钴回收率3.20%的磁选精矿,浮磁精矿合并后满足销售要求,即采用浮-磁联合工艺使钴的回收率提高3.20个百分点。     

含金低铜高硫难选铜硫矿石浮选分离工艺研究

某含金低铜高硫难选铜硫矿石,含铜仅有0.17%、含硫18%左右,铜硫比低,分离难度较大。通过铜捕收剂和选硫活化剂的优化选择,开展了磨矿细度、选铜捕收剂种类与用量、黄铁矿抑制剂石灰用量、选硫活化剂的种类与用量等条件试验,采用优先浮选工艺流程实现了该铜硫矿石的浮选分离,综合回收了矿石中的铜、硫及伴生金资源。结果表明,通过选铜为一粗二精一扫,选硫为一粗二精二扫的闭路流程,可获得铜品位为21.28%、铜回收率为82.62%的铜精矿,以及硫品位46.12%、硫回收率为90.95%的硫精矿,金在铜精矿中的品位和回收率分别达到13.86 g/t和76.23%的较好选别指标。     

某铜铅锌多金属硫化矿铜、铅分离浮选试验

某铜铅锌多金属硫化矿因矿石性质变化,原选矿工艺流程中铜、铅分离效果较差。矿石中铜、铅、锌品位分别为0.21%、2.43%、2.56%,主要载体矿物分别为闪锌矿、方铅矿、黄铜矿,且铜、铅矿物嵌布粒度较细,分离困难。对铜、铅分离进行浮选试验研究,结果表明:(1)铜铅混浮粗精矿需再磨才能使黄铜矿、方铅矿充分单体解离;(2)采用重铬酸钾+LY组合抑制剂抑铅浮铜,有效解决了铜、铅浮选分离困难的问题;(3)原矿经磨矿(-0.074 mm占70%)—1粗1精(空白精选)1扫铜铅混合浮选—混浮粗精矿再磨(-0.038 mm占78%)—1粗2精1扫铜、铅分离浮选—混浮尾矿1粗1精1扫选锌全流程闭路试验选别,可得到铜精矿品位17.15%、回收率89.12%,铅精矿品位49.84%、回收率90.32%,锌精矿品位56.83%、回收率76.52%的良好指标。该工艺流程可为选厂新工艺流程的选择提供参考。     

选矿回水对西藏某铜钼混合精矿浮选分离影响研究

通过浮选试验研究了西藏某铜钼混合精矿的分选条件,同时借助人工配置的模拟回水和不同配比的选矿回水试验考察了回水对铜钼混合精矿分离浮选的影响.浮选条件试验结果表明:在矿浆pH值为7.68条件下,固定Na2S用量为5000g/t,煤油用量为100g/t,经过一步粗选,得到的钼精矿中钼品位为11.52%,回收率为61.61%;铜品位为24.63%,回收率为10.77%.人工配置的模拟回水试验结果表明:铜钼分离各因素显著性顺序为铜离子浓度、黄药浓度、硫离子浓度.配比使用选厂回水试验结果表明:配比使用选厂回水时,当回水配比≤60%时,有利于提高铜钼分离指标;当回水配比>60%时,不利于铜钼的分离.现场选矿回水的循环回用试验结果表明选矿回水会降低钼精矿中钼的回收率,影响铜钼混合精矿的分离.     

降低云南某硫化铜矿氧化镁含量试验研究

对云南某难选多金属硫化铜矿进行了浮选试验研究。采用新型捕收剂OL-2M为硫化铜矿捕收剂、新型抑制剂OL-3C为含氧化镁脉石矿物抑制剂,经一粗一混精三精二扫优先浮选,获得了Cu品位19.69%、回收率55.25%、MgO含量3.45%的铜精矿。新药剂联合使用既显著提高了精矿铜品位和回收率,又大幅度降低了精矿氧化镁含量,达到冶炼厂对铜精矿的要求。     

安徽某低铜高硫磁铁矿石选矿试验

安徽某低铜高硫磁铁矿石属嵌布关系复杂的多金属矿石。为了开发利用该矿石,采用优先选铜—活化浮硫—弱磁选选铁—铁精矿反浮选脱硫原则流程进行了选矿试验。结果表明,铁品位为46.62%、铜品位为0.32%、硫品位为20.56%的矿石采用1粗2精1扫浮铜、1粗1精2扫浮硫、1次弱磁选铁、弱磁选铁精矿1粗1精反浮选脱硫流程处理,最终获得了铜品位为17.09%、回收率为78.64%的铜精矿,铁品位为67.35%、回收率为41.16%、含硫0.28%的铁精矿,以及硫品位为43.69%、回收率为88.79%的硫精矿。该试验结论可作为选矿厂设计的依据。     

西北某难处理硫化铜锌矿石浮选试验

西北某铜锌矿石矿物种类繁多、铜锌矿物及其与脉石矿物嵌布关系复杂,单体解离难度大且锌矿物极易上浮,属于典型的难处理铜锌矿。为了合理开发利用该矿石资源,采用优先浮选工艺进行了选矿试验。结果表明：矿石在磨矿细度为-0.074 mm占85%的情况下,采用1粗1扫选铜、铜粗精矿再磨至-0.045 mm占85%后再3次精选、选铜尾矿1粗1扫2精选锌、中矿顺序返回闭路流程处理,可获得铜品位为20.15%、含银576.40 g/t、含锌4.66%、铜回收率为77.32%、银回收率为46.67%的铜精矿,以及锌品位为45.21%、含银153.80 g/t、含铜0.52%、锌回收率为86.15%、银回收率为44.73%的锌精矿。试验取得了理想的铜锌银回收效果。     

某铜钴矿选矿工艺研究

某铜钴矿铜品位0.85%,钴品位0.10%。铜主要以独立的铜矿物形式存在,绝大部分赋存在黄铜矿中;钴主要赋存于毒砂中。根据矿石性质,通过铜快速浮选-铜钴混合浮选再分离的工艺流程,先获得部分易浮铜精矿,再通过铜钴分离作业获得其余的铜精矿及富钴硫精矿。闭路流程可获得铜品位23.29%、铜回收率84.82%的铜精矿,以及钴品位2.63%、钴回收率63.07%的富钴硫精矿。     

西藏某含金浸染状次生硫化铜矿石浮选回收铜金试验

西藏某浸染状次生硫化铜矿石铜品位为1.86%，原生硫化铜占总铜的15.05%，次生硫化铜占总铜的76.88%，主要铜矿物为斑铜矿、黄铜矿，其他金属矿物有黄铁矿、磁黄铁矿等；脉石矿物以石榴石、辉石、石英等为主。为了确定该矿石中铜、金的适宜回收工艺，进行了选矿试验。结果表明，矿石在磨矿细度为-0.074 mm占70%的情况下进行1粗2精快速浮选，1粗2扫常规浮选，快速精选1尾矿与常规粗选精矿合并再磨至-0.038 mm占80%的情况下进行1粗2精2扫铜硫分离，获得的快速浮选精矿铜品位为27.05%、金品位为8.28 g/t，铜、金回收率分别为60.79%、50.90%；常规浮选铜精矿铜品位为17.06%、金品位为5.02 g/t，铜、金回收率分别为29.81%、23.99%。快速浮选+常规浮选、快速精选1尾矿与常规浮选粗精矿再磨再选工艺流程既能避免铜矿物的过磨，保证铜的回收率，又可得到较高品位的铜精矿，获得较好的铜、金回收指标。     

某细—微细粒嵌布的硫化铜矿石浮选试验

某硫化铜矿石中的金属矿物主要为斑铜矿、黄铜矿及辉铜矿,黄铁矿和硫铜钴矿微量,脉石矿物主要为石英。矿石中铜矿物嵌布粒度极不均匀,少部分铜矿物嵌布粒度较粗,主要为细—微细粒嵌布的铜矿物,细者甚至小于10μm。为确定该矿石的高效选矿工艺进行了选矿试验。结果表明:铜品位为3.85%的矿石在磨矿细度为-53μm占80%的情况下,采用2粗2精3扫流程进行粗粒开路浮选,粗粒浮选中矿集中再磨至-10μm占80%的情况下,采用1粗1精流程进行细粒开路浮选,可获得铜品位为41.86%、回收率为59.01%的粗粒精矿,铜品位为33.27%、回收率为26.43%的细粒精矿,总精矿品位为38.76%、回收率为85.45%。采用粗细分级分选开路浮选流程回收矿石中的硫化铜,既解决了含铜粗粒连生体在流程中的循环,又发挥了粗细分选优势,还避免了微细粒中矿返回对流程的影响,是粒度极不均匀嵌布的硫化铜矿物的高效回收工艺。高品位微细粒中矿中的铜将采用生物氧化浸出工艺回收有利于提高总铜回收率。     

大宝山难选铜硫矿石选矿新工艺研究

广东大宝山铜硫矿石铜品位低,主要金属矿物黄铜矿与黄铁矿、磁黄铁矿等嵌布关系复杂,磁黄铁矿可浮性与黄铜矿相近,采用单一浮选工艺处理该矿石难以获得较好的铜硫分离指标。为探索该难选铜硫矿石铜硫高效分选工艺,在对其进行工艺矿物学分析基础上进行了选矿新工艺研究。结果表明:原矿磨细至-0.074 mm占80.10%,经1粗3扫铜浮选,粗选精矿再磨至-0.074 mm占90%经磁选脱除磁黄铁矿,非磁性产品经3次铜精选,可以获得铜品位为18.57%、回收率为80.26%的合格铜精矿,浮铜扫选尾矿经1粗1扫硫浮选,与磁性产品合并后可以获得硫品位为45.35%、回收率为87.12%的硫精矿,铜硫得到有效分离。     

河北某高硫铜锌矿石选矿试验研究

河北省某铜锌多金属硫化矿石黄铁矿含量高,铜锌矿物嵌布关系密切复杂。矿石含铜1.14%、含锌6.67%、含硫29.12%,属于高硫铜锌矿石。为给该矿石合理开发利用工艺提供依据,进行了选矿试验。结果表明:采用1粗1精1扫选铜,选铜尾矿经1粗1精1扫选锌,选锌尾矿经1粗1扫选硫流程,可获得铜品位为24.13%、含锌9.33%、铜回收率为73.86%的铜精矿,锌品位为50.63%、含铜1.95%、锌回收率为91.01%的锌精矿,硫品位为53.34%、硫回收率为74.46%的硫精矿产品。试验结果可以作为该高硫铜锌矿石综合开发利用的依据。     

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%。     

内蒙古某含银混合铜矿石选矿试验研究

内蒙古某含银铜矿石,由于其铜氧化率达20.16%,采用常规浮选工艺回收率较低。针对这种情况,采用优先浮选硫化铜后浮选氧化铜的原则流程,以丁基黄药与Z200质量比为3 GA6FA 1的组合捕收剂为硫化铜的捕收剂,以Na2S为氧化铜调整剂,采用丁基黄药与羟肟酸钠混合捕收剂为氧化铜捕收剂。在磨矿细度为-0.074 mm占80%的条件下进行闭路试验,硫化铜经1次粗选和2次扫选,氧化铜经1次粗选1次扫选,所获得的硫化铜和氧化铜粗精矿混合产物经过4次精选,最终可获得铜品位为19.18%、银品位为2 308 g/t,铜回收率为80.90%、银回收率为81.03%的铜精矿产品。