某低品位难选斑岩型铜钼矿浮选试验研究

在对某低品位难选斑岩型铜钼矿进行矿石性质研究的基础上,采用铜钼(硫)混合浮选-混合精矿脱硫精选-钼铜分离的工艺流程,闭路试验可获得含钼43.62％、钼回收率70.41％的钼精矿、含铜24.25％、铜回收率87.14％的铜精矿以及含硫39.30％、硫回收率79.08％的硫精矿.该试验研究结果可以作为开发利用该铜钼矿的技术依据.     

西藏低品位铜矿石浮选试验研究

针对西藏某低品位铜矿石进行了浮选试验研究,采用铜硫混合浮选-混合精矿再磨-铜硫分离工艺流程,获得了铜精矿含铜23.39%、回收率82.17%,硫精矿含硫36.58%、回收率61.97%。     

冬瓜山铜矿石浮选新工艺流程研究

阐述了冬瓜山铜矿石选矿分离工艺流程的研究过程,采用先浮选滑石,铜硫部分优先混合选分离新工艺流程处理该铜矿石,可以取得铜品位２２．２０％,含金３．４８ｇ／ｔ,含银５２．５２ｇ／ｔ的铜精矿,铜,金,银回收率分别为８８．０５％,硫５１．７５％和６４．５２％,同时综合回收了矿石中的黄铁矿和磁黄铁矿,硫精矿中硫品位３６．６５％,回收率８４．４５％,可见,所制定的浮选工艺流程是合理的,文中对影响铜硫浮的主要因     

铜硫等可浮与优先浮选工艺技术研究

云南某铜硫矿铜品位较低,含铜矿物嵌布粒度不均匀,且与主要的含硫矿物磁黄铁矿共生关系密切,脉石矿物复杂,因此,本文对该矿进行了详细的工艺矿物学及选矿试验研究。根据矿石特点,分别进行了铜硫等可浮与铜优先浮选工艺流程对比试验研究。采用铜硫等可浮-铜硫分离浮选工艺流程最终实验室闭路试验结果为铜精矿含铜18.97%,铜回收率81.08%;硫精矿含硫37.71%,硫回收率26.09%。采用铜优先浮选工艺流程最终实验室闭路试验结果为铜精矿含铜20.12%,铜回收率82.15%;硫精矿含硫37.41%,硫回收率84.48%。     

陕西山阳安旺复杂多金属硫化矿浮选新工艺

研究陕西省山阳安旺铅银矿多金属硫化矿石浮选工艺。结果表明，采用部分混合浮选，铜铅再分离工艺流程可获得铜精矿舍铜25.0％、铜回收率65．39％、吉银3323．2g／t、银回收率40．93％．铅精矿古铅51．59％、铅回收率92．91％、古银490g／t、银回收率27．67％，硫精矿台硫42．90％、硫回收率57．41％、舍银275g／t，银回收率21．65％的浮选指标。银在铅精矿、铜精矿、硫精矿中总回收率90．25％。试验结果可作为小型选矿厂的设计依据。     

氰化尾渣的综合利用

本文研究了氰化尾渣的处理方法,提出采用“混合浮选－分离浮选”工艺,从氰化尾渣中回收铜、金、银等有价元素,获得了铜、金、银品位分别为１７．２１％、９．３８ｇ／ｔ、２２１２．８６ｇ／ｔ的铜精矿和硫品位为４２．１２％的硫精矿,为氰化尾渣的综合利用开辟了一条新途径     

某复杂高硫低钼铜多金属矿综合回收试验研究

针对某复杂嵌布的高硫低钼铜多金属矿石进行了综合回收试验研究。在原矿入选品位含Cu 0.57%、含Mo 0.019%、含S 8.48%的条件下,采用铜钼混合浮选—粗精矿再磨精选—铜钼分离浮选—混浮尾矿选硫的工艺流程,获得了铜精矿含铜品位18.06%、铜回收率78.88%,钼精矿含钼品位45.98%、钼回收率60.22%,以及硫精矿含硫品位46.86%、硫回收率88.35%的选别指标,实现了铜钼硫多种资源的综合回收。     

某铜锌硫多金属硫化矿高效分离浮选试验研究

为实现铜、锌、硫的高效回收利用,降低产品金属互含,提高产品质量等级,解决四川某铜锌硫化矿嵌布关系复杂,粒度分布不均,矿石特性为高铜、低锌、高硫,工业生产现场铜锌硫分离难度较大,生产指标异常波动等问题,本文从优化产品质量方案出发,进行了工艺矿物学研究、选矿探索试验研究和不同工艺流程条件下的浮选指标对比试验。使用铜锌高效捕收剂DF-201、DF-301和高效硫抑制剂S601,利用捕收剂DF-201和DF-301高选择性的特点,实现了在低碱度条件下铜锌硫高效分离回收的目的。在一段磨矿-0.074 mm含量占65%条件下,采用“优先浮铜-铜尾浮锌-锌尾浮硫”的原则流程,铜浮选作业采用“一次粗选一次扫选三次精选”的闭路流程,获得铜精矿品位为23.17%,含锌1.25%,铜精矿回收率为96.08%;锌浮选作业采用“一次粗选一次扫选四次精选”的闭路流程,获得锌精矿品位为42.20%,含铜0.32%,锌精矿回收率为75.25%;硫浮选作业采用“一次粗选一次扫选两次精选”的闭路流程,获得硫精矿品位为35.25%,含锌0.43%,硫精矿回收率为65.00%。本文研究结果可为同类型矿石的高效回收利用提供技术...     

某难选铜铅混合精矿的分离试验研究

广东某选厂铜铅混合精矿用常规浮选方法分离困难,严重影响企业效益。为此,针对矿石性质和磨矿特性,找到了一种分离该难选铜铅混合精矿的新方法。试验采用高频振动细筛先将混合精矿分级,然后对＋0．088mm筛上粒级进行摇床重选,对-0．088mm筛下粒级以CMC和亚硫酸钠与水玻璃作联合抑制剂、以Z-200作捕收剂进行抑铅浮铜,有效地解决了该铜铅混合精矿的分离难题,小型试验得到了含铜24．15％、含铅3.68％的铜精矿和含铅63．70％、含铜1．90％的铅精矿,工业试验铜精矿含铜22．35％、含铅4．02％,铅精矿含铅60．31％、含铜2．79％。试验结果对同类型中小矿山有参考价值。     

西藏某铜钼矿选矿工艺研究

某铜钼矿床是我国典型的超大型斑岩铜钼矿床,主要为原生硫化矿石,含铜0.47%、钼0.026%、硫2.02%,矿石品位低、性质复杂、难选。通过多种选矿工艺流程探讨,确定采用钼铜等可浮选再分离—铜硫混合浮选分离工艺流程产出钼精矿、铜精矿及硫精矿,实验室获得的闭路试验指标为:总铜精矿品位22.85%、铜回收率87.17%,钼精矿品位48.85%、钼回收率68.96%,硫精矿品位40.75%、硫回收率61.07%。     

酯-105在多金属硫化矿分选中的应用

<正> 浙江省建德铜矿自1975年以来陆续开采了铜铅锌多金属硫化矿石。该矿采用一段磨矿(细度-0.076毫米75％)、部分混合浮选流程,使用石灰,亚硫酸钠、硫酸锌、丁基黄药、二号油等浮选药剂选出铜、铅、锌、硫四种精矿。生产中主要问题是:(1)在铜铅混合浮选过程中,由于使用丁基黄药,使锌在该回路中上浮量很大,这不仅降低了选锌作业的回收率,同时铜精矿中含锌过高,有时高达10％,致使铜精矿质量不合格。(2)在锌硫混合浮选作业中,为保证硫充分回收,往往锌硫混合精矿产率较大,使得锌硫分离作业中得不到合格的硫精矿而需要精选,造成了在锌硫分离作业和精选作业中药剂制度的矛盾,即对硫强抑制后的再活化,如果要保证在锌硫分离作业中得到     

冬瓜山铜矿石浮选新工艺新程研究

阐述了冬瓜山铜矿石选矿分离工艺流程的研究过程。采用先浮选滑石,铜硫部分优先混合浮选分离新工艺流程处理该铜矿石,可以取得铜品位２２２０％,含金３４８ｇ／ｔ、含银５２５２ｇ／ｔ的铜精矿。铜、金、银回收率分别为８８０５％、硫５１７５％和６４５２％。同时综合回收了矿石中的黄铁矿和磁黄铁矿,硫精矿中硫品位３５６５％,回收率８４４５％。可见,所制定的浮选工艺流程是合理的。文中对影响铜硫浮选的主要因素进行了讨论     

强磁选—浮选分离某铜铅混合精矿

青海某铜铅锌矿选厂产出的铜铅混合精矿含Cu 1.96％、Pb 56.39％,但该混合精矿中方铅矿粒度微细,采用传统的铜铅浮选药剂存在着分离效果差、产品金属互含高等问题.为了提高铜铅分离效率,基于黄铜矿具有弱磁性的特点,采用强磁选—浮选工艺对该混合精矿进行处理.在背景磁场强度1.5 T、脉冲冲次25 Hz的参数条件下,磁选扩大试验获得了含Cu 0.53％、Pb 59.32％的磁选尾矿,可作为铅精矿产品直接销售,以及含Cu 3.32％、Pb 49.40％的磁选精矿,可进一步通过浮选工艺可得到合格的铜精矿和铅精矿.最终获得含Cu 17.63％、Pb 9.31％、Cu回收率71.48％的铜精矿和含Cu 0.61％、Pb 59.72％、Pb回收率98.67％的铅精矿,相比于直接浮选工艺,采用磁浮联合工艺可明显降低铜铅分离的难度,提高了分离效率,为下一步开展现场改造提供了依据.     

强磁选—浮选分离某铜铅混合精矿

青海某铜铅锌矿选厂产出的铜铅混合精矿含Cu 1.96％、Pb 56.39％,但该混合精矿中方铅矿粒度微细,采用传统的铜铅浮选药剂存在着分离效果差、产品金属互含高等问题.为了提高铜铅分离效率,基于黄铜矿具有弱磁性的特点,采用强磁选—浮选工艺对该混合精矿进行处理.在背景磁场强度1.5 T、脉冲冲次25 Hz的参数条件下,磁选扩大试验获得了含Cu 0.53％、Pb 59.32％的磁选尾矿,可作为铅精矿产品直接销售,以及含Cu 3.32％、Pb 49.40％的磁选精矿,可进一步通过浮选工艺可得到合格的铜精矿和铅精矿.最终获得含Cu 17.63％、Pb 9.31％、Cu回收率71.48％的铜精矿和含Cu 0.61％、Pb 59.72％、Pb回收率98.67％的铅精矿,相比于直接浮选工艺,采用磁浮联合工艺可明显降低铜铅分离的难度,提高了分离效率,为下一步开展现场改造提供了依据.     

强磁选—浮选分离某铜铅混合精矿

青海某铜铅锌矿选厂产出的铜铅混合精矿含Cu 1.96％、Pb 56.39％,但该混合精矿中方铅矿粒度微细,采用传统的铜铅浮选药剂存在着分离效果差、产品金属互含高等问题.为了提高铜铅分离效率,基于黄铜矿具有弱磁性的特点,采用强磁选—浮选工艺对该混合精矿进行处理.在背景磁场强度1.5 T、脉冲冲次25 Hz的参数条件下,磁选扩大试验获得了含Cu 0.53％、Pb 59.32％的磁选尾矿,可作为铅精矿产品直接销售,以及含Cu 3.32％、Pb 49.40％的磁选精矿,可进一步通过浮选工艺可得到合格的铜精矿和铅精矿.最终获得含Cu 17.63％、Pb 9.31％、Cu回收率71.48％的铜精矿和含Cu 0.61％、Pb 59.72％、Pb回收率98.67％的铅精矿,相比于直接浮选工艺,采用磁浮联合工艺可明显降低铜铅分离的难度,提高了分离效率,为下一步开展现场改造提供了依据.     

鄂东某铁硫共生铁矿石铜硫浮选优化试验

鄂东某选厂采用"先磁后浮"原则工艺流程处理铁硫共生铁矿石,生产主产品铁精矿和副产品铜精矿、硫精矿。由于浮选条件的限制,铜精矿品位较低,长期处在14%左右,铜、硫精矿回收率均不高,仅35.14%、39.83%。为改善铜、硫精矿质量,在考察生产现场的基础上,就浮选给矿浓度、药剂制度进行混合浮选、分离浮选试验。结果表明,在浮选给矿浓度30%,混合浮选乙黄药用量80 g/t,2#油用量60 g/t,分离浮选石灰改用B石灰,用量1 000 g/t,活性炭和Z-200用量分别为80,10 g/t基本不变的条件下,原选铁尾矿经1粗1精铜硫混浮、1粗2精铜硫分离处理,可获得铜品位16.55%、回收率69.97%的铜精矿和硫品位41.92%、回收率61.91%的硫精矿。铜、硫精矿质量得到显著改善,实现了该铁矿石铜、硫的有效回收,提高了资源综合利用效率,为挖掘铜、硫精矿潜能提供了技术依据。     

某高铁硫精矿选铜试验研究

为高效回收利用某高铁硫精矿中的铜矿资源,在对某高铁硫精矿硫品位为18.53%、含铜0.724%的硫精矿进行矿石性质分析的基础上,进行了浮选工艺条件试验。研究结果表明：该高铁硫精矿在磨矿细度为-0.043 mm85%的条件下,以石灰为抑制剂,C330为捕收剂,经1粗6精开路浮选试验,可获得铜品位为16.90%、铜回收率为47.32%的铜精矿。     

硝酸铵活化磁黄铁矿提高硫回收率

<正> 硝酸铵是黄铁矿、磁黄铁矿的活化剂。在红透山铜矿选矿厂选硫循环添加129克/吨硝酸铵,提高硫回收率2.15％,每年可增产硫精矿4226吨,效益30余万元。该厂的浮选工艺是:经过铜硫混合浮选、铜硫分离浮选,得到铜精矿和优质硫精矿;铜硫混选尾矿选锌得锌精矿;选锌尾矿再选硫得次硫精矿和最终尾矿。在上述浮选过程中,易选的硫矿物(大部分黄铁矿和部分磁黄铁矿)已在铜硫混选循环回收,进入锌尾选硫循环的硫矿物以难浮的磁黄铁矿为主,选硫作业回收率很低,平均为45％左右,小型试验也只能达到50％。为提高硫回收率,进行了添加硝酸铵的试验。     

低品位难选斑岩型铜钼矿浮选试验研究

在对某低品位难选斑岩型铜钼矿进行矿石性质研究的基础上,采用铜钼(硫)混合浮选-混合精矿脱硫精选-钼铜分离的工艺流程,闭路试验可获得含钼43.62%、钼回收率70.41%的钼精矿、含铜24.25%、铜回收率87.14%的铜精矿以及含硫39.30%、硫回收率79.08%的硫精矿。该试验研究结果可以作为开发利用该铜钼矿的技术依据。     

某含滑石铜钼混合精矿的分离

对某含滑石铜钼混合精矿进行了铜钼分离试验研究。通过一粗两扫七精闭路浮选流程获得了钼品位34.46%、钼作业回收率88.97%的钼精矿和铜品位23.52%、回收率99.83%的铜精矿。通过辉钼矿-滑石反浮选分离探索试验获得钼品位45.16%、钼作业回收率97.91%的最终钼精矿。