刚果（金）SCM矿区低品位高氧化率铜钴矿浮磁联合选冶试验研究

刚果(金)SCM矿区低品位铜钴矿样中,铜以自由氧化铜、结合氧化铜为主,并含少量次生硫化铜,原生硫化铜甚微;钴主要以水钴矿、菱钴矿、钴白云石等氧化钴的形式存在,铜矿物、钴矿物赋存状态复杂,回收难度大。根据矿石性质和实际生产需求,试验采用“预先浮选硫化矿-硫化浮选氧化矿-磁选-浸出”的原则流程,考察了硫化剂种类、铜钴矿浮选作业药剂制度和磁场强度等因素对铜钴分选指标的影响,考察了常规浸出条件下铜钴的浸出效果。研究结果表明：采用Na₂S作为氧化铜钴的硫化剂、丁基黄药为捕收剂、硫化时间4 min时,可实现自然矿浆环境中氧化铜钴的选择性分选;以磁场强度1.1 T、磁场流速1.0 cm/s、磁脉动频率16 Hz为磁选条件,磁选氧化铜钴矿硫化浮选的尾矿,可获得良好的铜钴矿磁选效果。针对含铜1.68%、含钴0.165%、氧化率94.05%的原矿,铜钴矿分选作业采用四段氧化铜浮选、三段氧化钴浮选和两段磁选的开路试验,获得了产率20.99%、铜品位6.67%、铜回收率79.91%、钴品位0.396%、钴回收率51.70%的氧化铜钴粗精矿。对开路试验获得氧化铜钴粗精矿进行硫酸浸出,用98...     

刚果(金)某铜钴矿酸浸实验研究

对刚果(金)某铜钴矿进行了酸浸实验研究,考察了磨矿细度、反应温度、硫酸用量、亚硫酸钠用量、矿浆浓度、反应时间对矿石中铜钴浸出率的影响。结果表明,当磨矿细度-0.074 mm粒级占80%、矿浆浓度33%、硫酸用量110 kg/t_矿、亚硫酸钠用量20 kg/t_矿、常温搅拌浸出5 h时,浸出尾渣铜钴品位分别为0.26%和0.025%,铜钴浸出率分别为94.85%和93.15%。     

硫化浮选-酸浸工艺回收某铜钴尾矿中的铜钴

四川会理某铜钴尾矿铜钴品位分别为0.84%和0.33%,-400目含量占65%,铜钴矿物氧化程度较高。为了充分回收其中的有用成分,减少金属残余对环境的潜在污染,采用硫化浮选-硫酸酸浸工艺进行了铜钴回收试验。结果表明：采用1粗2精2扫、中矿顺序返回硫化浮选流程处理该尾矿,最终可获得铜、钴品位分别为7.14%、4.15%,铜钴回收率分别为76.11%、87.16%的铜钴混合精矿;在硫酸与铜钴混合精矿质量比为15%,液固比为4∶1,浸出温度为75 ℃,浸出时间为100 min的情况下用硫酸酸浸铜钴混合精矿,铜、钴的浸出率分别为86.74%、81.36%。对应试样的铜、钴回收率分别为66.01%、70.91%,较好地实现了该尾矿中有用成分的回收。     

刚果(金)SICOMINES铜钴矿浮选-磁选工艺优化研究

刚果(金)SICOMINES铜钴矿属于高氧化率难选铜钴矿，使用浮选—磁选联合工艺处理该矿石，其磁选精矿品位低，产率较大，磁选精矿直接浸出经济效益差。为提高该铜钴矿磁选精矿铜钴选冶综合效益，对磁选精矿进行再磨再选处理，采用硫氢化钠作为硫化剂，黄药作为捕收剂，松醇油作为起泡剂，进行了磁选精矿再磨再选试验研究。在最佳条件下，可获得产率18.48%、铜品位3.84%、钴品位0.36%、铜回收率56.15%、钴回收率35.20%的精矿，且精矿铜浸出率可达到85.90%,钴的浸出率可达到73.23%,吨铜净酸耗为2.15 t/t铜，获得较好的经济效益。     

墨西哥某铜矿浮选-浸出-萃取-电积回收铜工艺研究

墨西哥某矿为氧化铜矿物为主的混合矿,脉石主要为石英,矿石中还含有比较好浮的硫化铜矿物（黄铜矿）,其酸浸效率不如氧化铜矿物,而且酸浸可能产生有害气体硫化氢。重点研究了浮选-浸出工艺,结果表明,采用硫化钠活化和丁黄药浮选,能获得铜品位为19.10%、铜回收率为35.02%的铜精矿;浮选尾矿直接用于后续浸出试验,H₂SO₄浓度为1 mol/L,液固比为3,室温（15 ℃）下搅拌浸出1 h,铜浸出率83.33%。以原矿为计算基准,铜浸出率为54.16%,若浮选精矿加浸出铜的总回收率则达到89.18%。     

西藏某铜矿选矿试验研究

对西藏某铜矿进行了浮选-浸出试验研究,采用先浮选硫化铜矿、后浮选氧化铜矿并在氧化铜矿浮选中添加少量辅助捕收剂YQC-64的工艺流程,可取得硫化铜精矿品位33.83%、氧化铜精矿品位16.84%、总精矿铜品位28.17%、总回收率87.06%的浮选指标。浮选尾矿用硫酸浸出,浸渣品位可降至0.11%。试验结果表明,该工艺较充分有效地回收了铜资源。     

某玄武岩型难选氧化铜矿浮选-浸出联合工艺研究

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。     

某钨、钼、铋、萤石复杂多金属矿分选尾矿中钨的选矿试验

通过采用弱磁选-黑白钨混合浮选-黑白钨分离浮选-白钨精选-黑钨摇床选别-黑钨细泥浮选的工艺流程回收某钨、钼、铋、萤石复杂多金属矿经等可浮硫化矿浮选尾矿中钨,可得到白钨精矿WO₃品位68.79%,回收率53.27%,黑钨精矿WO₃品位52.49%,回收率17.57%,钨总的回收率70.84%的选矿技术指标。同时指出白钨精矿酸浸可以除掉磷,溶去方解石等杂质,白钨精矿品位提高了2.46个百分点。     

安徽某多金属硫化矿选矿工艺研究

安徽某硫化矿是以硫为主,伴生铜、金、银、铁等多种金属的大型矿山。针对该矿特点,选择铜优先浮选-浮选尾矿磁选铁-硫精矿焙烧制硫酸-硫酸渣氰化浸出金和银的工艺流程,得到铜精矿品位20.39%,硫精矿品位50.85%,金的总回收率80.81%,银的总回收率70.66%,铁精矿品位64.44%的较好选矿指标。研究结果为该多金属硫化矿提供了一套经济合理、技术可行的工艺流程。     

刚果（金）某难选氧化铜钴矿选矿工艺研究

针对刚果（金）某难选氧化铜钴矿高氧化率、高结合率、泥化严重、有害杂质钙镁含量高的特点,制定了不经脱泥,先浮选硫化铜钴矿、后硫化浮选氧化铜钴矿的原则流程,对易给氧化铜钴矿闭路选别带来中矿累积的微细粒中矿制定了选冶联合处理工艺。对含铜3.10%的原矿,采用最终闭路试验流程处理,获得了铜品位31.52%、回收率33.25%的硫化矿精矿和铜品位23.76%、回收率47.14%的氧化矿精矿,稀硫酸浸出中矿,可以回收6.64%的铜,总铜回收率达到87.03%,同时回收53.96%的伴生金属钴。     

难处理混合铜矿选冶联合试验研究

以难处理混合铜矿为研究对象,该矿石铜氧化率和结合率分别为76.92％和39.16％,因为结合率较高,所以极难选别,单一的浮选法或者浸出法无法最大化地回收铜资源,采用浮选-浸出选冶联合法可以对铜资源高效回收.浮选作业采用一粗一扫一精的闭路试验流程,当磨矿细度为-74μm占80％,硫化钠用量为400 g/t,丁基黄药用量为...     

某黝铜矿型铜铅锌多金属矿选矿试验研究

对某黝铜矿型铜铅锌多金属矿进行了选矿试验研究。结合矿石性质及一系列探索试验研究结果,最终采用铜铅混浮-混浮精矿再磨-铜铅分离-混浮尾矿浮锌-锌尾矿浮硫的工艺回收该矿中的铜、铅、锌和硫,闭路试验获得了铜精矿铜品位18.25%、铜回收率73.88%,铅精矿铅品位59.91%、铅回收率82.06%,锌精矿锌品位50.15%、锌回收率91.82%,硫精矿硫品位49.96%、硫回收率74.14%。通过所确定的工艺流程与药剂制度对选矿工艺进行了改造,改造后铜精矿品位提高6.51个百分点,铜回收率提高8.68个百分点,铅、锌回收率分别提高6.59和2.36个百分点。     

复杂难选氧化铜矿高效利用工艺研究

以某含铜2.08%的难选氧化铜矿为研究对象, 针对其结合铜含量高、赋存在氧化铁矿中的铜含量大的特点, 分别进行了直接酸浸、浮选、浮选-强磁选-强磁尾分级-(磁精矿+强磁尾细粒)酸浸以及强磁选-强磁精酸浸-强磁尾浮选4种工艺对比试验。结果表明, 采用浮选-强磁选-分级-(磁精矿+强磁尾细粒)酸浸工艺流程指标较佳, 浮选获得了铜精矿铜品位22.84%、铜回收率69.49%, 酸浸铜回收率26.40%, 全流程铜总回收率为95.89%。     

行洛坑钨矿伴生钼铜铋浮选分离新工艺研究

为提高宁化行洛坑钨矿伴生钼铜铋硫化矿的浮选分离指标,采用优先浮钼-铜铋混浮-铜铋分离-铋粗精矿再浸出收铋新工艺进行了试验研究,获得了钼品位为45.37%、钼回收率为90.46%的钼精矿,铜品位为23.01%、铜回收率为91.03%的铜精矿及铋品位为62.37%、铋回收率为60.09%的铋精矿。与现场原来采用的钼铜铋依次优先浮选工艺相比,试验新工艺使钼精矿钼回收率提高了4个百分点以上、铜精矿铜回收率提高了8个百分点以上、铋精矿铋回收率提高了52个百分点以上,效果显著。     

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。     

西藏玉龙铜矿硫化矿选矿工艺流程的研究

玉龙铜矿硫化矿氧化率较高 (13 2 6 % ) ,次生铜含量大 (73 4% ) ,黄铁矿含量高 ,高岭石和蒙脱石的含量也较多 (18 6 1% ) ,矿石性质复杂、难选。通过多种选矿工艺流程探讨 ,确定采用铜硫混合浮选 -混合精矿再磨后铜硫分离 -混选尾矿分级后矿砂浮选、矿泥酸浸工艺。在小型试验基础上 ,完成了扩大连选试验。连选试验所获铜精矿铜品位2 0 47%、铜回收率 73 6 6 % ,加上矿泥酸浸 ,总铜回收率为 78 49%。