哈萨克斯坦某低品位高氧化率铜矿选矿试验研究

针对低品位、高氧化率铜矿的回收技术难题,对哈萨克斯坦某氧化铜矿进行了试验研究,该矿中铜品位为0.82%,氧化率达到98.78%,属于低品位高氧化率铜矿。采用预先脱泥—硫化—黄药浮选工艺流程进行选别回收。根据条件试验研究,确定最佳药剂用量为:硫化钠2 000 g/t,硫酸铵1 200 g/t,丁基黄药+异戊基黄药为150+150 g/t。以一次粗选、三次精选、三次扫选的闭路流程,最终得到品位为14.06%、回收率为85.90%的铜精矿,使该高氧化率铜矿得到了较好的回收。     

哈萨克斯坦某低品位高氧化率铜矿选矿试验研究

针对低品位、高氧化率铜矿的回收技术难题,对哈萨克斯坦某氧化铜矿进行了试验研究,该矿中铜品位为0.82%,氧化率达到98.78%,属于低品位高氧化率铜矿。采用预先脱泥—硫化—黄药浮选工艺流程进行选别回收。根据条件试验研究,确定最佳药剂用量为:硫化钠2 000 g/t,硫酸铵1 200 g/t,丁基黄药+异戊基黄药为150+150 g/t。以一次粗选、三次精选、三次扫选的闭路流程,最终得到品位为14.06%、回收率为85.90%的铜精矿,使该高氧化率铜矿得到了较好的回收。     

新型浮选剂JT-235与异戊基黄药混合联用试验研究

考察了新型浮选剂JT-235与异戊基黄药混合联用对武山硫化铜矿的浮选性能。结果表明,JT-235与异戊基黄药之间具有协同浮选作用。开路试验中,当JT-235与异戊基黄药配比为12 g/t∶20 g/t,浮选硫化铜矿的效果最好,闭路试验中,JT-235与异戊基黄药配比为12 g/t∶10 g/t,铜精矿品位提高0.64%,选硫回收率提高1%,硫精矿品位提高0.56%,同时药剂成本有所减少。     

云南东川某氧化铜矿浮选试验研究

采用硫化-黄药浮选法对云南东川某铜品位为2.15%的较高品位氧化铜矿进行了选矿试验研究,结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占80%,硅酸钠用量1000g/t,硫化钠用量为2000g/t,异戊基黄药400g/t,2#油80g/t的粗选条件下,扫选药剂用量减半,经一粗两扫三精,中矿循序返回的闭路浮选流程,获得了铜精矿品位为20.55%,回收率为82.62%的指标,实现了该氧化铜矿的高效选别。     

组合药剂硫化——浮选某含银氧化铜矿石的试验研究

为了解决陕西某含银氧化铜矿选矿厂铜回收率低的问题，在矿石性质研究的基础上，进行了详细的选矿试验研究。结果表明，原矿含铜1.24%、银37.2 g/t，铜主要以孔雀石和蓝铜矿的形式存在，银主要赋存于氧化铜矿物中。针对目的矿物嵌布粒度细、硫化速度慢、易泥化的特点，以硫化钠+硫酸铵为组合硫化剂，以异戊基黄药+苯甲羟肟酸为组合捕收剂，采用原矿硫化—浮选—中矿集中再磨再选的工艺流程，最终浮选闭路试验获得了精矿铜品位18.09%、铜回收率89.47%、银品位477.56 g/t、银回收率80.60%的良好指标。该工艺为解决氧化铜矿生产中铜、银选别指标差的问题提供了技术依据。     

某铜银矿浮选试验研究

某铜银矿矿石中有用组分铜含量低,伴生贵金属银含量较高,矿石成分较复杂,金属分布不均匀,含泥较高,氧化铜嵌布粒度较细,属难选氧化铜矿。试验研究了不同磨矿细度、药剂用量和工艺流程条件下的分选效果,结果表明:硫化矿、氧化矿混合浮选铜银矿药剂简单而且指标良好;当原矿磨矿细度达到-0.075mm占90.77%时,相对入选原矿量,在调整剂水玻璃用量500g/t、石灰用量500g/t、硫化剂硫化钠用量300g/t、捕收剂Y89黄药用量100g/t、戊基黄药用量100g/t、丁铵黑药用量80g/t、Z-200用量20g/t的条件下,采用"硫氧混浮一粗三扫三精"浮选流程,闭路试验得到的铜精矿品位为26.89%,铜回收率为89.39%;银精矿品位为2 320.30g/t,银回收率为88.35%。     

某难选次生富集带含铜硫铁矿综合回收试验研究

某次生富集带硫铁矿含 S 28. 73%、Cu 0. 61%。 该矿金属矿物以黄铁矿和白铁矿为主,含少量的铜蓝、 辉铜矿、蓝辉铜矿、黄铜矿、黝铜矿、斑铜矿等含铜矿物;脉石矿物以石英和方解石为主。 对该矿进行铜物相分析,铜矿 物以硫酸铜为主,其次为次生硫化铜及少量原生硫化铜。 硫酸铜遇水易溶解,产生大量铜离子,在浮选过程中会活化 黄铁矿造成铜硫分离困难。 同时次生铜矿物不仅易于过磨而增加铜在尾矿中的损失,而且容易罩盖在黄铁矿表面造 成铜硫分离更加复杂。 为了更好地回收该矿中的铜,试验采取水洗+铜优先浮选的方案,通过水洗优先回收硫酸铜中 的铜,再对水洗浸渣进行铜优先浮选,回收硫化铜矿物。 研究结果表明:① 对该矿进行水洗试验,能有效地回收硫酸 铜中的铜,铜回收率为 47. 30%;② 水洗浸渣在磨矿细度为-0. 074 mm 占 70%、石灰用量为 3 000 g / t、硫化钠用量为 3 000 g / t、水玻璃用量为 3 000 g / t、亚硫酸钠用量为 1 800 g / t、BK404 用量为 30 g / t 的条件下,进行闭路浮选流程处 理,最终获得铜精矿 Cu 品位 14. 45%,Cu 回收率 46. 94%;硫精矿 S 品位 46. 10%,S 回收率 96. 22%。 通过试验研究, 该矿铜硫矿物均得到合理回收,研究结果为该类型铜矿资源的有效回收提供了借鉴。     

铵(胺)盐对孔雀石硫化浮选行为的影响

在容积为50 m L的RK/FGC-50挂槽式浮选机上进行了孔雀石硫化浮选试验,研究了不同铵(胺)盐活化剂对孔雀石硫化浮选行为的影响规律。结果表明:乙二胺磷酸盐、硫酸铵、碳酸氢铵、氯化铵、硝酸铵、氟化铵、碳酸铵均对孔雀石硫化浮选具有活化作用;用单一活化剂时效果最佳的是硫酸铵,用组合活化剂时乙二胺磷酸盐和碳酸氢铵组合效果最好,且组合活化剂活化效果优于单一活化剂。当p H=10,乙二胺磷酸盐+碳酸氢铵用量为(1.0×10-5+1.0×10-4)mol/L,硫化钠用量为5×10-4mol/L,异戊基黄药用量为1×10-3mol/L时,孔雀石的回收率为67.67%,与直接硫化浮选法相比,回收率提高了25%。     

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。     

云南元江大明槽铜矿选矿试验研究

大明槽铜矿是位于元江铜矿带的"东川式"的中型铜矿床之一,具有品位低、矿物粒度变化大及嵌布关系复杂的特征。通过对大明槽铜矿矿石结构构造及矿物化学成分、物相的研究,结合捕收剂单因素工艺对比研究,确定矿山最优浮选工流程为:在磨矿细度76μm占70%时,确定活化剂硫化钠剂量2000 g/t,组合捕收剂丁基黄药150 g/t、丁基铵黑药100 g/t,以及戊基黄药185 g/t、丁基铵黑药65 g/t,起泡剂选定为松醇油35 g/t。通过两次扫选及两次精选,获得铜精矿品位18.05%,回收率达到73.39%。     

云南某铜矿石浮选试验

云南某铜矿石铜品位为2.54%、银品位为76.24 g/t,有害元素砷含量低。矿石中以游离氧化铜形式存在的铜占总铜的42.31%;以结合氧化铜形式存在的铜占总铜的10.84%,这部分铜较难回收;以原生硫化铜形式存在的铜占总铜的38.58%,这部分铜较易回收。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78.91%条件下,以碳酸钠为调整剂、水玻璃为脉石抑制剂、丁基黄药为捕收剂、2号油为起泡剂经1粗3精流程进行硫化铜浮选,硫化铜浮选尾矿以D²为活化剂、硫化钠+硫酸铵为调整剂、丁铵黑药+异戊基黄药为捕收剂、2号油为起泡剂经1粗3精2扫氧化铜浮选,获得了铜品位为21.16%、铜回收率为78.70%、银品位为568.35 g/t、银回收率70.38%的铜精矿,可以为该矿石资源的开发利用提供技术依据。矿石中含有10.84%的结合氧化铜是造成精矿铜回收率较低的原因。     

江西某金矿尾矿再选试验研究

江西某金矿浮选尾矿属于低品位难处理含金硫化矿，由于尾矿长期堆存，部分硫化矿石表面氧化程度高，为确定该尾矿资源开发再利用工艺，进行了选矿试验。工艺矿物学研究结果表明，矿石中Au品位为0.70 g/t，为主要的回收元素，主要以单体金和硫化物包裹金的形式存在，其次以氧化物包裹金的形式存在；根据该矿石性质特点，采用以多硫化钠为硫化剂的浮选工艺流程处理该矿石。粗选条件试验表明，粗选多硫化钠最佳用量为80 g/t，粗选的最佳矿浆pH值为8；在条件试验的基础上进行硫酸铜、丁铵黑药、丁基黄药和多硫化钠用量正交试验，并对试验结果进行验证试验，最终确定优水平组合为硫酸铜50 g/t、丁基黄药150 g/t、丁铵黑药50 g/t，多硫化钠80 g/t；在矿石粗选磨矿细度为-0.074 mm占90%、矿浆pH为8、煤油用量100 g/t、多硫化钠用量80 g/t、丁基黄药+丁铵黑药用量(150+50) g/t，硫酸铜用量50 g/t，水玻璃用量200 g/t，2#油用量40 g/t的条件下，经“1粗2精2扫”的闭路试验，可获得Au品位13.25 g/t、Au回收率57.16%的浮选金精矿，相较于未添加多硫化钠的浮选流程，精矿指标良好，研究结果为该矿山和类似矿山的尾矿资源回收利用提供一定的参考。     

甘肃某金锑矿选矿试验研究

以甘肃某金锑矿为研究对象,在矿石工艺矿物学研究的基础上,通过系统的浮选试验,对含锑0.73％、金2.42 g/t的原矿,确定在磨矿细度为-0.074 mm占82％时,采用单一的水玻璃作为脉石矿物抑制剂,以硝酸铅活化含锑矿物,混合使用乙基黄药和丁铵黑药优先浮选锑,组合采用硫化钠与硫酸铜活化浮锑尾矿中的载金矿物,混合使用Y89黄药和丁铵黑药浮金,浮金回路添加少量苯甲羟肟酸以强化浮选效果,实验室小型闭路试验可获得锑精矿品位50.67％、回收率78.43％;金精矿含金60.89 g/t、回收率80.52％的选矿指标.     

云南迪庆氧硫混合铜矿选矿试验研究

我国氧硫混合铜矿资源丰富,对这类铜矿进行高效选矿富集具有重要意义.云南迪庆地区有大量氧硫混合铜矿,铜品位0.67％,氧化率17.37％,含铜矿物主要为黄铜矿、斑铜矿和孔雀石.采用硫化—黄药浮选法对该矿石进行选矿,分析了活化剂和捕收剂的作用机理.研究了磨矿细度、药剂制度及粗精矿再磨等对浮选指标的影响.结果表明,以石灰为抑...     

云南某低品位硫氧混合型铜矿浮选试验研究

云南某铜矿,铜品位仅0.47%,氧化率为23.02%;矿物组成虽简单,但对浮选有害的碱性脉石矿物含量较高;总体来看,该矿属低品位难选硫氧混合型铜矿。针对该矿的性质特点,对其进行了浮选试验研究,结果表明:在丁黄药 丁铵黑药(2:1)组合作为捕收剂、其用量150g/t,磨矿细度85%-200目,活化剂硫化钠用量500 g/t的条件下,采用“一粗-一扫-三精”浮选工艺,可获得较好的技术指标,最终铜精矿品位和回收率高达17.56%和90.80%,为低品位难选硫氧混合型铜矿资源的开发利用提供了有力的参考依据。      

铜铅混合精矿浮选分离铜铅试验研究

铜铅锌多金属硫化矿通常先采用混合浮选得到铜铅混合精矿,再将混合精矿进行浮选分离铜和铅,而铜铅分离是该工艺的关键。针对云南某铜铅锌多金属矿铜铅混合浮选获得的混合精矿,进行了铜铅浮选 分离试验研究,考察了脱药预处理及浮选主要因素对铜铅分离的影响。结果表明：铜铅混合精矿使用活性炭脱药可取得较好的试验效果,合适的用量为200 g/t,脱药搅拌时间为10 min。使用组合抑制剂进行抑铅浮铜 ,合适的用量为800 g/t,搅拌时间为10 min,之后依次添加石灰400 g/t、硫酸锌400 g/t、亚硫酸钠300 g/t、丁基黄药+丁铵黑药（5+5）g/t、2号油10 g/t。在优化的试验条件下,最终可分别获得铜品位为24.15% 、铜回收率为80.57%的铜精矿及铅品位为31.63%、铅回收率为65.35%的铅精矿,铜铅分离效果较好,可为该矿石的高效利用提供重要的理论指导和技术支撑。     

高钙高硅铜矿中铜及伴生金银浮选回收试验研究

高钙高硅铜矿中元素铜及伴生金银的回收价值高,但实际生产中这些有价成分的回收指标较低,导致企业经济效益不理想。针对矿石性质,采用石灰和硫化钠为矿浆调整剂,丁基黄药与丁基铵黑药联合使用作为捕收剂,在磨矿细度-74μm粒级含量占70%的基础上,进行了浮选药剂优化和闭路试验。在石灰用量1 000g/t、硫化钠用量400g/t、丁基黄药用量400g/t、丁基铵黑药用量50g/t、松醇油用量84g/t的药剂制度下,采用两次粗选、两次精选、一次扫选、中矿顺序返回的浮选闭路流程,最终获得Cu品位21.45%、回收率90.46%,Au品位7.92g/t、回收率79.39%,Ag品位453.50g/t、回收率81.82%的铜精矿。与生产现场指标相比,不仅提高了矿石中铜的浮选回收率,而且极大地提高了矿石中伴生金银的回收效果,浮选指标较为理想。     

某难处理铜铅锌混合矿浮选试验及机理分析

摘 要：某难处理铜铅锌混合矿原矿含铜铅锌分别为0.71%、2.16%、1.25%,脉石矿物主要是石英和方解石。铜铅锌氧化率均较高,相互嵌布共生。经试验,采用一粗三精两扫的工艺流程,通过粗选加入500g/t硫酸铵活化及强化硫化氧化矿,1500g/t硫化钠硫化氧化矿的同时抑制矿泥,100g/t硫酸铜活化闪锌矿,最后通过600+150g/t异戊基黄药+丁铵黑药组合捕收剂综合捕收铜铅锌矿物,56g/t 2#油浮选,精选和扫选不加药,闭路试验获得了高于现场的浮选指标。混合精矿产品中铜品位分别为8.88%,回收率70.15%;Pb的品位为26.84%,回收率为77.62%;Zn的品位为9.51%,回收率为46.42%。铜铅锌矿被最大限度的回收。     

西藏某高铁铜矿中有价金属的利用方案

为了回收西藏某高铁铜矿的铜与铁等有价元素,进行了先磁选后浮选与先浮选后磁选两种选矿试验方案的比较,最终确定采用先浮选后磁选的工艺流程。进一步进行条件试验并确定药剂制度后,在磨矿细度为-0.074mm占80%、石灰用量为4000g/t、水玻璃用量为1000g/t、丁黄药用量为120g/t的情况下,取得铜品位为21.61%、铜回收率为93.89%的铜精矿与铁品位为55.95%、铁回收率为38.86%的铁精矿,有效实现了资源的利用。     

四川甘洛某氧化铜矿石浮选试验

甘洛铜矿石铜品位平均为1.96%,有害元素含量极低。矿石自然类型单一,铜矿物以孔雀石为主。为实现该铜矿石的有效回收利用,采用混合浮选工艺进行选矿试验。结果表明,在磨矿细度-0.074 mm 77%、活化剂硫化钠用量3 000 g/t,组合捕收剂丁基黄药+丁基铵黑药+羟肟酸钠用量120+60+30 g/t条件下,采用2粗2扫4精混合浮选闭路流程处理矿石,可获得铜品位24.07%、回收率77.12%的铜精矿,损失在尾矿中的铜矿物孔雀石主要与铁质混杂、多充填在裂隙或显微裂隙内,粒度微细,单体解离非常困难,因此难以回收。