含银铜硫矿石优先浮选与混合浮选工艺对比试验

对某含银铜硫矿石进行了优先浮选与混合浮选工艺试验研究。结果显示,在磨矿细度-0.074mm占90%条件下,采用"一次粗选—两次精选—两次扫选"的优先浮铜工艺,可获得铜品位20.17%、回收率98.41%,银品位277.9g/t、回收率92.38%的铜精矿;经"一次粗选—两次精选—两次扫选"选硫,获得硫品位37.11%、硫回收率43.76%的硫精矿。在磨矿细度-0.074mm占80%条件下,采用"一次粗选—三次精选—两次扫选"的铜硫混合浮选和"一次粗选-一次精选-一次扫选"铜硫分离工艺,获得铜品位20.03%、回收率93.37%,银品位259.5g/t、回收率82.41%的铜精矿;硫精矿硫品位32.34%、硫回收率26.01%。优先浮选精矿铜、银品位及回收率均高于混合选浮工艺,且优先浮选工艺过程稳定可靠,药剂制度简单,适合生产,对类似含银铜硫矿石工艺流程的选择具有重要参考价值。     

安徽某硫化铜锌矿石选矿试验

安徽某硫化铜锌矿石中的主要有用元素为锌、铜,金、银、硫具有综合回收价值。为了确定该矿石的选矿工艺,采用铜优先浮选—铜粗精矿再磨再选—选铜尾矿依次选锌硫的工艺流程进行了矿石选矿试验。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占80%情况下进行1次铜粗选,粗精矿再磨至-0.043 mm占93.6%情况下进行2次精选,铜粗选尾矿2次扫选选铜、1粗2精2扫选锌、1粗1精1扫选硫,可获得铜品位为24.80%、铜回收率为80.81%,金、银含量分别22.00 g/t、169.20 g/t,金、银回收率分别为70.97%、63.65%的铜精矿,锌品位为45.48%、锌回收率为87.16%的锌精矿,硫品位为42.80%、硫回收率为59.19%的硫精矿。     

千鹅冲钼矿选矿及伴生元素综合回收试验研究

本文对千鹅冲钼矿进行了选矿试验研究：粗选段采用混合浮选,一次粗选三次精选二次扫选得到钼铜硫混合粗精矿;粗精矿再磨后,一次粗选七次精选三次扫选抑铜硫浮钼,得到钼精矿;钼精尾采用一次粗选四次精选二次扫选抑硫浮铜,得到铜精矿;铜尾矿采用一次粗选一次精选三次扫选,得到硫精矿;粗选段尾矿经两次磁选得到铁精矿。各产品指标合格,重现性好。     

某难选铜铁矿综合利用工艺研究

研究了某铜铁矿矿石性质,进行了铜矿物粗选、扫选、精选条件及铁矿综合回收试验研究。结果表明:采用铜硫混合浮选、三次精选、四次扫选,铜硫分离一次粗选、三次精选、一次扫选工艺,可以获得铜精矿铜品位16.93%,回收率69.81%;硫精矿硫品位32.80%,回收率53.23%的选矿产品。浮选尾矿进行再磨除硫,获得的铁精矿品位67.49%,全铁回收率61.12%。     

含银铜硫矿石优先浮选工艺与混合浮选工艺对比试验

在工艺矿物学研究基础上,对某含银铜硫矿石进行了优先浮选与混合浮选工艺试验研究,经条件试验,确定了药剂制度并进行了实验室小型浮选闭路试验。试验结果显示,在磨矿细度-74μm占90%条件下,采用铜硫优先浮选工艺,经一次粗选两次精选两次扫选铜,可获得铜品位为20.17%、回收率为98.41%、银品位为277.9g/t、回收率为92.38%的铜精矿;经一次粗选两次精选两次扫选硫,获得硫品位37.11%、硫回收率43.76%的硫精矿。在磨矿细度-74μm占80%条件下,采用铜硫混合浮选工艺,经一次粗选三次精选两次扫选获得铜硫精矿,再经一次粗选一次精选一次扫选实现铜硫分离,铜精矿铜品位为20.03%、回收率为93.37%、银品位为259.5g/t、回收率为82.41%;硫精矿硫品位32.34%、硫回收率26.01%。优先浮选精矿铜、银品位及回收率高于混合浮选工艺,且优先浮选工艺过程稳定可靠,药剂制度简单,适合生产,对类似的含银铜硫矿石工艺流程的选择具有重要参考价值。     

云南某铜硫矿浮选试验研究

针对云南省某低品位铜硫矿矿石的特点,采用优先浮选铜工艺进行选矿试验。试验条件在磨矿细度为-0.074 mm占80%情况下采用"一次粗选、二次精选及三次扫选"优先浮选铜流程,硫回路同样采用"一次粗选、二次精选、三次扫选"浮硫流程。在条件探索试验的基础上,经闭路试验最终获得选矿指标为:铜精矿品位20.31%,铜回收率80.46%;硫精矿硫品位45.3%,硫回收率90.35%;同时金和银也得到了一定程度的富集。     

福建某铜矿石选矿试验研究

针对福建某硫化铜矿石,结合矿石性质与浮选工艺特点,进行了磨矿细度、调整剂、抑制剂、捕收剂种类以及用量等一系列条件试验,确定了最佳工艺参数范围。采用铜优先浮选、选铜尾矿再选硫的工艺流程,经过两次粗选、一次精选、四次扫选优先浮铜和一次粗选、两次精选、一次扫选选硫,获得了产率5.75%、铜品位22.43%、回收率90.62%的铜精矿和产率16.14%、硫品位51.04%、回收率68.95%的硫精矿,所得试验指标较为先进,可为该矿山开发提供有力的数据支撑。     

浮选法从某尾矿中回收硫的试验研究

为了对某选矿尾矿进行回收利用,在矿石工艺矿物学研究的基础之上,通过浮选系列试验研究,确定了浮选回收硫的最佳工艺流程及工艺指标。采用一次粗选、一次扫选、扫选中矿再精选的试验流程,粗选丁基黄药用量为300 g/t,MIBC 60 g/t,CaO调浆至pH值为8.5;扫选丁基黄药150 g/t,MIBC 30 g/t;精选不加药的条件下,得到硫品位35.95%,回收率65.12%的硫精矿及硫品位20.86%,回收率9.64%的硫中矿。     

铜、锌优先浮选的改进

萨萨楚尔(Cacauyp)选矿厂原矿的主要有用成份是铜和黄铁矿。在矿石中还含有少量锌。选厂采用铜锌混合浮选,然后分离出铜精矿和锌精矿。截至1970年,选厂曾采用如下优先浮选工艺:在含21.96％铜,含8.59％锌的铜锌混合精矿中添加2250克/吨NaCN和4500克/吨ZnSO_4抑制锌浮铜。     

氧化锌矿石浮选研究

试样采自湖南省某氧化锌矿,主要氧化矿物有异极矿、菱锌矿、自铅矿等,脉石矿物有石英、白云石、方解石等。浮选试验采用单元试验法,根据单元试验确定的最佳粗选条件,经系统的精选试验后,制定最终工艺流程为一次粗选、二次扫选、粗选精矿和扫选工精矿混合后进行三次精选得出最终锌精矿和尾矿。药剂制度为粗选加水玻璃1500克/吨,硫化钠6000     

极贫氰化尾渣综合回收铅铜试验研究

针对山东某极贫氰化尾渣矿石性质特点,合理利用氰离子、过量氧化钙等残留药剂对有价组分的抑制差异,采用不脱药、不加热、不洗涤的优先浮选铅—硫酸脱氰活化选铜工艺流程进行工艺条件试验研究。闭路试验结果表明:铅浮选采用丁基黄药、乙硫氮为捕收剂,经一次粗选两次扫选三次精选,可获得品位为21.07%、回收率为61.21%的铅精矿;浮铅尾矿经硫酸脱氰活化选铜,采用丁基黄药为捕收剂,经一次粗选三次扫选两次精选,可获得品位为10.75%、回收率为62.69%的铜精矿。其总尾矿可直接作为硫精矿,铜、铅精矿均可作为配矿出售,显现出良好的经济社会效益。     

某含金复杂铜硫矿石低碱度浮选工艺试验研究

某复杂含金铜硫矿石中铜、金和硫的品位分别为0.82%、1.20 g/t和11.30%,对该铜硫矿石进行详细的工艺矿物学研究,针对该矿石特点,在低碱度条件下应用铜硫优先浮选原则工艺流程。闭路试验结果 表明：在磨矿细度-74 μm占85%的条件下,以氧化钙为硫铁矿抑制剂（矿浆pH值为9~10）,Z-200为铜矿物捕收剂,经1次粗选、1次扫选和2次精选的铜浮选流程可获得铜品位为18.42%、铜回收为84.97%,含金15.52 g/t、金回收率为48.78%的铜精矿;浮铜尾矿再添加硫铁矿活化剂QH,以丁基黄药为捕收剂经1次粗选、1次扫选和2次精选的硫浮选流程可获得硫品位为45.42%、硫回收率为65.33%的硫精矿。金在铜精矿中有效富集, 在低碱度的条件下原矿实现了有价金属的综合回收。     

某含金复杂铜硫矿石低碱度浮选工艺试验研究

某复杂含金铜硫矿石中铜、金和硫的品位分别为0.82%、1.20 g/t和11.30%,对该铜硫矿石进行详细的工艺矿物学研究,针对该矿石特点,在低碱度条件下应用铜硫优先浮选原则工艺流程。闭路试验结果 表明：在磨矿细度-74 μm占85%的条件下,以氧化钙为硫铁矿抑制剂（矿浆pH值为9~10）,Z-200为铜矿物捕收剂,经1次粗选、1次扫选和2次精选的铜浮选流程可获得铜品位为18.42%、铜回收为84.97%,含金15.52 g/t、金回收率为48.78%的铜精矿;浮铜尾矿再添加硫铁矿活化剂QH,以丁基黄药为捕收剂经1次粗选、1次扫选和2次精选的硫浮选流程可获得硫品位为45.42%、硫回收率为65.33%的硫精矿。金在铜精矿中有效富集, 在低碱度的条件下原矿实现了有价金属的综合回收。     

南京栖霞山铅锌矿选锌流程优化研究与改造

南京栖霞山铅锌矿由于选锌工艺不能适应矿石性质的变化,导致锌精矿回收率较低,硫精矿含锌超标.为解决该问题,工艺考察查清锌主要流失在-0.008 mm粒级,并有针对性地进行了工艺优化,即现场强化了锌快浮粗选作业,由2台浮选机增至3台浮选机,让粒度粗、易上浮的锌矿物尽可能多地浮出;将原4次扫选作业改成1粗2精3扫槽选流程,扫...     

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...     

用重选流程取代某金矿混汞作业的研究

为了消除汞对环境的污染,采用重-浮流程回收某矿矿石中的黄金,重选采用一次粗选二次精选的选别流程,获得了精矿金品位695g/t,回收率54.46%的技术指标,达到了用重选取代汞板有效回收粗粒黄金的目的.浮选使用混合捕收剂,采用一次粗选一扫选两次精选和铜硫分离的闭路流程.     

某难选氧化铜矿的分段硫化浮选试验研究

对云南某氧化铜矿进行了一系列浮选试验研究.试验表明:采用碳酸钠调整pH值,丁黄药作捕收剂,2#油作起泡剂,硫化钠分段添加,经过一次粗选两次扫选、粗精矿和扫选中矿合并为最终精矿,可获得铜精矿品位16.25%、回收率78.08%的浮选指标,与选厂现有流程相比,大大提高了精矿回收率.     

浮选柱在选硫系统粗选上的工业试验研究

某选厂硫浮选系统入选原矿含泥量大,且粒度不均匀,从而导致硫精矿质量及回收率一直难以达到设计指标。针对该选厂铁矿选硫系统存在的问题,对选硫系统进行流程考查后,利用原有的精选作业浮选柱,进行浮选柱在粗选上的工业试验研究,获得的硫精矿产率为20.77%,品位为14.13%,回收率为48.27%,高于同期生产的浮选机浮选指标。     

锌浮选工艺流程的改进与指标提高

通过流程考察和分析 ,将锌浮选工艺流程由原来的一次粗选、三次扫选、两次精选改为一次粗选、三次扫选、三次精选 ,并使粗选第一槽刮出泡沫直接进入精选二 ,不仅减少了浮选机数量、节约了电耗 ,而且使锌精矿品位提高了 1.5 8% ,锌金属回收率提高了 1.3 6%。     

云南某铜矿低碱条件下选矿工艺流程研究

在对云南某铜矿进行系统浮选试验的基础上, 比较了铜硫混选-铜硫分离、直接浮选不分离两种不同的选矿工艺。研究结果表明, 采用直接浮选不分离工艺, 经一次粗选、两次扫选、粗精矿再磨四次精选, 可以获得含铜21.00%、回收率87.73%的铜精矿。浮选尾矿再用磁选回收铁, 可以获得铁品位55.89%、铁回收率21.59%的铁精矿。