某低品位铜矿磨机给矿预先分级-浮选实验

铜矿物过磨是浮选时铜损失的原因之一。磨机给矿预先分级-粗粒磨矿-合并再浮选工艺可以一定程度上减少磨矿过程中-10μm难选矿泥的产生,减少-10μm粒级铜浮选损失,从而提高了铜的回收率。本文进行某低品位铜矿的磨机给矿直接磨矿浮选与磨机给矿预先分级-粗粒磨矿-合并再浮选对比实验,闭路实验结果表明：控制铜精矿的铜品位相当时,磨机给矿直接磨矿浮选的铜回收率为89.87%,磨机给矿预先分级粒-粗粒级磨矿-合并再浮选的铜回收率为91.19%,磨机给矿预先分级粒-粗粒级磨矿-合并再浮选工艺较磨机给矿直接磨矿浮选的铜回收率高1.32%。     

云南楚雄某低品位混合铜矿浮选试验研究

云南楚雄某铜矿含铜0.46%,氧化率达14.91%,属于低品位混合铜矿。工艺矿物学研究结果表明有价矿物中铜以黄铜矿、斑铜矿、孔雀石和硅孔雀石的形式存在,脉石矿物以石英为主,白云石、方解石次之。矿物结构以中粒浸染为主,粗磨即可实现铜矿物的有效解离。通过对单因素(磨矿细度、丁黄药用量、硫化钠用量、二号油用量)条件试验的研究,获得粗选最佳条件为：磨矿细度70%-200目,硫化剂硫化钠用量200g/t,捕收剂丁黄药用量125g/t,二号油用量20g/t。在增加两次精选一次扫选的基础上进行全流程闭路试验获得铜精矿含铜Cu 22.10%,回收率83.12%的较好指标。     

某低品位铜矿选矿试验

为有效选别某铜含量为0.66%的单一低品位铜矿石,在原矿性质分析及条件试验的基础上进行了选矿工艺试验,确定了合理的药剂种类及用量,最终确定采用1粗2扫3精的选铜工艺流程,获得了产率为3.06%、铜含量为18.42%,铜回收率为85.31%的铜精矿。     

某低品位铜矿选矿试验

为有效选别某铜含量为0.66%的单一低品位铜矿石,在原矿性质分析及条件试验的基础上进行了选矿工艺试验,确定了合理的药剂种类及用量,最终确定采用1粗2扫3精的选铜工艺流程,获得了产率为3.06%、铜含量为18.42%,铜回收率为85.31%的铜精矿。     

预先分级联合选别提高某低品位铜矿金属回收率试验

某大型低品位金铜矿山较高品位铜矿石选用浮选工艺进行富集,低品位铜矿石则利用生物堆浸工艺生产阴极铜,该矿山生物堆场随着堆高的增加,酸铁不断浸出、铜浸出率下降。针对该生物堆浸低品位铜矿石,采用预先分级、选冶联合工艺,并对原有堆浸工艺进行优化,2 mm筛上产品柱浸试验浸出率为75.22%,比原工艺流程浸出率提高了5.08个百分点,铁累积浸出率同比下降了2.75个百分点。-2 mm产品通过浮选工艺最终可获得含铜20.20%、回收率87.21%,伴生金品位3.6 g/t、金回收率58.74%,伴生银品位83.7 g/t、银回收率为68.28%的铜精矿,以及含硫47.12%,回收率33.00%的硫精矿。预先分级、选冶联合工艺铜综合回收率为79.55%,较原生物浸出工艺铜浸出率69.14%提高10.41个百分点,并伴生回收贵金属金、银及副产品硫精矿,使用该工艺可增加利润约1.16亿元。工艺改造后不仅可提高资源利用率,产生较大的经济效益,还可降低酸铁的浸出,大大降低环保处理成本。     

云南某低品位氧化铜矿的选矿试验研究

试验矿样取自云南某地的低品位氧化铜矿,原矿品位0.68%,研究了该铜矿的浮选工艺以及在浮选过程中各种药剂的用量,最终精矿中铜的品位达到25.96%,回收率达到76.62%;与此同时,伴生银的品位达到264.2g/t,回收率达到57.16%。结果表明,此选别工艺可有效处理该低品位氧化铜矿。     

分步优先浮选法处理低品位硫化铜矿

紫金山铜矿属大型低品位硫化铜矿,矿石中目的矿物以蓝辉铜矿、铜蓝为主,且与细粒黄铁矿紧密共生。由于原矿品位低,铜的回收率对该矿的开发利用意义重大。试验研究在详细的工艺矿物学研究和多种工艺流程对比试验基础上,采用适合矿石性质的分步优先浮选流程,解决了矿石中主要目的矿物易过粉碎,而铜硫共生密切、难以解离的问题。分步优先浮选流程获得铜回收率９５．０３％ ,已接近岩矿鉴定推算的理论回收率。     

某低品位铅锌硫化矿浮选试验研究

某硫化铅锌矿含铅锌原矿品位低、嵌布粒度细、伴生关系复杂。通过多种方案的比较,采用优先浮选抑锌浮铅的选别流程,试验采用乙硫氮作为优先选铅的捕收剂,石灰作为调整剂以及黄铁矿的抑制剂,硫酸锌和亚硫酸钠作为闪锌矿的抑制剂,之后利用硫酸铜作为闪锌矿的活化剂,用丁基黄药作为捕收剂来实现铅与锌的有效分离。试验获得铅精矿含铅51.00%、铅回收率86.63%、含银518 g/t、银回收率47.41%,锌精矿含锌51.20%、锌回收率85.27%、含银234 g/t、银回收率38.38%。     

黑龙江某铜矿浮选可选性试验

以黑龙江某低品位氧化铜矿为研究对象,经过矿石性质分析,进行了浮选条件试验,在浮选浓度为30%,磨矿细度为-0.074 mm 68.72%,捕收剂用量为80 g/t,硫化钠用量为150 g/t,石灰用量为2 000 g/t,起泡剂用量为80 g/t的条件下,通过1段粗选、2段精选、2段扫选,获得了铜品位为13.70%,铜回收率为88.95%的铜精矿。     

缅甸某低品位重晶石矿的浮选试验研究

本文介绍了缅甸某低品位重晶石矿的浮选试验研究,该重晶石原矿BaSO4含量为64.32%。通过对该矿石性质的分析和浮选试验研究,确定了该低品位重晶石矿的最佳浮选条件。在磨矿细度-0.074mm80%、油酸钠800g/t、水玻璃500g/t的浮选条件下,采用"二次粗选、二次精选"的浮选工艺流程,获得了两种重晶石精矿:精矿一的品位为96.32%,回收率为91.94%,达到了化工级重晶石精矿的质量标准(BaSO4含量95%);精矿二的品位为91.26%,回收率为5.25%,可作为石油钻井中的加重剂。     

西藏某低品位氧化铜矿选矿试验研究

西藏某低品位氧化铜矿是一高氧化率的氧化铜矿。原矿含铜1.14%,其中氧化铜占其总铜量的92.7%。矿石中可选含铜矿物主要为孔雀石和赤铜矿。选矿试验结果表明,采用硫化浮选法,可获得含铜25.35%,回收率73.91%的铜精矿,选别效果较好。     

云南某低品位难选氧化铜矿选矿试验研究

对云南某低品位复杂难选氧化铜矿进行了浮选试验研究, 采用硫化浮选法, 经二粗一扫四精流程, 在磨矿粒度为-0.075 mm粒级占74.90%条件下获得了铜精矿产率1.11%、Cu品位21.48%、回收率70.33%的选矿指标。     

湖南某低品位萤石矿浮选试验研究

以湖南某低品位萤石矿为研究对象,确定先混合浮选去除石英、再浮选分离萤石与重晶石的工艺流程,在混合浮选试验与分离浮选试验的基础上进行开路与闭路试验,获得CaF2品位为95.36％、CaF2回收率为82.83％的萤石精矿与CaF2含量仅为3.19％的重晶石精矿.     

某低品位铜矿石浮选工艺优化试验研究

针对闽西某低品位铜矿石,通过优化浮选药剂制度,以石灰+亚硫酸钠为抑制剂,丁基铵黑药为捕收剂,闭路流程试验可获得铜品位19.50%、铜回收率90.99%的铜精矿。应用于现场后,在入选原矿铜品位降低0.03%的情况下,使铜精矿铜回收率提高了2.6%,尾矿铜品位降低了0.015%,工艺效果显著。     

某低品位金铜矿石浮选柱应用试验研究

某低品位金铜矿石含铜0.46%、金0.18 g/t,矿石中铜矿物主要以蓝辉铜矿、辉铜矿、铜蓝、硫砷铜矿等次生铜矿物存在,其可浮性好但容易过磨,造成浮选时细粒级损失较高,试验采用浮选柱+浮选机联合选别与单独采用浮选机相比,其它指标相当的情况下,铜精矿品位提高9.6%,硫精矿回收率提高9.23%,试验表明浮选柱对提高精矿品质、简化流程和强化细粒级回收方面具有较为明显地优势。     

某低品位铅锌硫化矿浮选工艺试验研究

安徽某硫化铅锌矿嵌布粒度微细、伴生关系复杂、含泥量大且原矿品位低,通过多种方案的比较,采用碳酸钠作pH调整剂、亚硫酸钠与硫酸锌组合抑制闪锌矿、硫氮9#作捕收剂优先选铅;选铅尾矿添加石灰调浆,用硫酸铜作活化剂,丁基黄药选锌的试验方案,获得了含铅50.60%、含锌3.93%、铅回收率为87.78%的铅精矿,以及含锌47.75%、含铅0.48%、锌回收率为88.58%的锌精矿.     

某低品位铜镍硫化矿浮选工艺流程试验研究

针对某低品位铜镍硫化矿矿石的性质和特点,进行了浮选工艺流程的试验研究。试验结果表明:原矿中镍和铜的品位分别为0.87%和0.28%,在"快速浮选+一次粗选、两次精选、两次扫选"工艺条件下,得到了镍品位为7.47%、回收率为83.41%,铜品位为2.30%、铜回收率为80.51%的混合精矿,与常规浮选流程相比,该工艺流程的工艺指标较好,可实现该矿石的充分回收与利用。     

某低品位菱镁矿浮选提纯试验研究

菱镁矿是一种重要的非金属矿资源,广泛应用于冶金、建材、化工等行业。低品位菱镁矿不能直接作为煅烧优质耐火材料的原料,而高品位的菱镁矿随着不断开采,储量越来越少,因此低品位菱镁矿的利用已势在必行。本实验用样为低品位菱镁矿,经浮选可获得MgO品位47%以上、SiO2含量0.2%以下的特级菱镁矿产品。精矿MgO回收率为76.25%。这说明此浮选流程适用于大石桥地区菱镁矿的提纯。     

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。     

国内某低品位重晶石矿的浮选试验研究

本文介绍了国内某低品位重晶石矿的选矿工艺研究,该重晶石原矿Ba SO4含量为63.79%。通过对该矿石性质的分析和浮选试验研究,确定了选别该重晶石的最佳浮选条件,在磨矿细度-0.074 mm 80%、p H值为8~9、水玻璃500 g/t、油酸钠800 g/t的浮选条件下,采用"一粗、二精、一扫、中矿顺序返回"的浮选闭路工艺流程,获得了品位为96.82%、回收率为92.66%的重晶石精矿,该精矿产品可满足化工级重晶石产品的要求,对该类型矿产资源的综合利用具有一定的参考价值。