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%。     

兰坪某铅锌矿中铅的工艺矿物学与浮选试验研究

矿样取自兰坪某铅锌矿,原矿含铅2.84%,氧化率为91.7%,属难选氧化矿。通过对原矿进行工艺矿物学的研究,探明矿物的嵌布状态及伴生关系。结合工艺矿物学研究,制定探索试验的工艺流程及药剂制度。最终确定磨矿细度为-0.074 mm占94.6%;硫化铅组合捕收剂乙基黄药+丁基铵黑药为60+50 g/t;氧化铅采用硫化后浮选,硫化钠用量为2 kg/t。根据条件试验确定闭路试验的药剂制度,得到最终的选矿指标为:铅精矿品位为23.41%,银的品位为805.76 g/t。     

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.     

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。     

甘肃某金矿浮选药剂优化试验研究

某金矿石金品位为3.25g/t,银、铜等其他金属含量太低,不具备回收价值。矿石中单体金和裸露金含量很低,仅为4.24%;金主要以包裹体嵌布在金属硫化物和氧化矿物中,合计约92.09%;其余为硅酸盐包裹金,仅占3.67%。针对该矿石性质,结合现场浮选工艺流程和药剂制度,开展浮选药剂优化条件试验。获得粗选最佳工艺参数,磨矿细度-0.074mm占84.6%、硅酸钠用量为1600g/t、硫酸铜用量为200g/t、丁基黄药用量为100g/t、丁铵黑药用量为30g/t、二号油用量为100g/t。当磨矿细度-0.074mm占84.6%时,采用最佳药剂制度,通过一粗二精二扫,中矿循序返回工艺流程,获得精矿金品位47.85%,金回收率91.88%,尾矿品位为0.28g/t。精矿和尾矿X荧光半定量分析结果显示,铁、硫、砷、锑等元素含量差别明显,其在精矿中的含量远高于尾矿。说明本浮选工艺对黄铁矿、毒砂、辉锑矿分选效果很好。试验结果对该金矿浮选药剂优化奠定基础,对其选矿生产具有指导意义。     

某低品位微细粒金矿石浮选试验研究

对某低品位微细粒金矿石进行了浮选试验研究, 确定了浮选工艺参数为：磨矿细度-0.074 mm粒级占87.07%, pH调整剂硫酸用量1 500 g/t, 活化剂硫酸铜用量500 g/t, 捕收剂丁基黄药和丁铵黑药用量均为75 g/t, 经一次粗选、二次扫选和二次精选闭路浮选流程获得了精矿金品位21.30 g/t、尾矿金品位0.28 g/t、精矿产率7.20%、金回收率85.51%的选别指标。     

含金铜硫矿石优先浮选与混合浮选对比试验

在对某含金铜硫矿石性质研究的基础上,采用优先浮选工艺与混合浮选工艺进行实验室小型闭路试验对比,探索两种工艺的最优流程与药剂制度,并对精矿、尾矿进行分析。结果显示优先浮选工艺在细度-74μm 90%时取得的指标最优,铜精矿品位为21.25%、回收率为91.62%、金品位为12.28 g/t、金回收率为70.26%;混合浮选工艺在磨矿细度为-74μm 80%时指标最优,与优先浮选工艺对比显示精矿铜品位下降2.10个百分点,回收率下降8.58个百分点,金品位下降2.47g/t,金回收率下降13.90个百分点。精矿指标显示优先浮选工艺明显优于混合浮选工艺,且优先浮选艺流程简单,操作过程稳定可靠,指标较好,药剂制度简单,易于控制,适用于生产。对类似的含金铜硫矿物浮选具有重要参考价值。     

缅甸高品位白铅矿试验研究

针对缅甸高品位白铅矿进行相关试验研究,确定采用两段粗选一段扫选的浮选流程,。通过磨矿细度,硫化钠和捕收剂的用量,硫化时间,捕收剂种类的探索研究,确定了最佳的药剂制度,在磨矿细度为85%-0.074 mm,硫化钠总用量为1250 g/t,各段硫化时间均为5 min,使用丁基黄药作为捕收剂,总用量为1500g/t,2#油为起泡剂,总用量为100 g/t时,闭路试验得到品位为59.48%,回收率为91.69%的混合铅精矿。     

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。     

江西金山矿业有限公司选矿药剂试验对比分析

江西金山矿业有限公司选矿厂贫硫化物含金矿石的选别方法主要以浮选为主,使用的浮选药剂种类较多,为了进一步提高金精矿的产率和金回收率等选矿技术指标,减少有用矿物的金属流失,针对2个药剂厂家提供的药剂组合及药剂用量进行了浮选试验。通过对比试验结果表明:药剂厂A提供的黄药、丁胺黑药和2#油药剂组合的性能更好,且黄药最佳用量为90~110 g/t、丁胺黑药最佳用量为9~11 g/t、2#油最佳用量为40 g/t左右,为完善该公司的选矿药剂制度提供了可靠的理论依据。     

基于混料设计和响应曲面法的云南某铜尾矿选铋工艺参数优化

某铜选厂尾矿试样中铋品位为3.94％,铋主要以自然铋的形式存在,其次为黄铜矿、方铅矿中铋.针对试样性质特点,采用浮选工艺流程回收铜尾矿中的铋.为进一步优化浮选指标,首先以乙硫氮和丁基黄药用量为自变量,铋的回收率为因变量建立混料模型,确定组合捕收剂乙硫氮和丁基黄药的最优配比.在此基础上,利用中心复合设计进行响应曲面设计,...     

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。     

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。     

铜冶炼渣选矿试验研究

本文以缓冷电炉渣和转炉渣混合形成的典型铜渣为研究对象,通过研究混合铜渣中的矿物组成、元素赋存状态、嵌布特性等确定了铜渣分选的理论基础。并在铜渣物化性质分析的基础上研究了不同种类的调整剂、捕收剂和起泡剂对铜渣浮选的影响,确定了该混合铜渣浮选适宜的药剂制度为磨矿细度-48um 85%,硫化钠400g/t、石灰500g/t、丁基黄药+Z-200为 150g/t+40g/t、2#油140g/t的条件下,获得了Cu品位24.26%的精矿和0.207%的浮选尾矿,铜回收率达到92.78%,铜渣中的铜金属得到了有效回收利用。     

西昌三圆石材厂废料中高钪矿物的浮选试验

随着社会的快速发展,钪资源已经成为重要的战略资源。目前,可供直接利用的资源殆尽,所以利用选矿富集的方法成为资源有效利用的关键。西昌三圆石材废料中Sc2O3品位为68g/t,达不到生产要求,因此需要对矿石进行富集回收。工艺矿物学研究表明,辉石和角闪石中Sc2O3的含量相对较多,二者是选矿回收的主要载钪矿物。本文通过磨矿细度、捕收剂的pH试验和药剂用量试验,确定采用“一粗一扫一精,精选尾矿再扫”的浮选流程;最终在磨矿细度为-200目占95%;粗选油酸钠用量250g/t,氢氧化钠用量2200g/t;扫选油酸钠用量150g/t,氢氧化钠用量500g/t的条件下,获得Sc2O3精矿品位为79.75g/t,回收率为65.11%的较好指标,旨在为钪的回收利用提供一定的借鉴意义。     

某高碳铅锌银多金属硫化矿浮选试验研究

针对高碳铅锌银多金属硫化矿难选的问题,对某高碳硫化矿进行了试验研究。该矿中铅品位3.72%,锌品位8.34%,银品位34.13 g/t。通过流程探索,确定了预先脱碳—铅锌优先浮选工艺流程。在此基础上进行了条件试验研究,确定适宜磨矿细度为-0.074 mm占90%。确定最佳药剂制度为:铅浮选Zn SO4+Na2SO3用量为2000 g/t,捕收剂乙硫氮用量为80 g/t,锌浮选硫酸铜用量为800 g/t,丁基黄药用量为100 g/t。经闭路流程试验,得到最终指标为:铅精矿品位52.14%,回收率为88.54%,伴生银的品位为368.50 g/t,回收率68.04%,锌精矿品位60.23%,回收率为90.16%。     

硫化浮选从某铜矿尾矿中富集铜的研究

简述氧化铜处理的现状,介绍某铜尾矿浮选的条件和结果,讨论磨矿细度,药剂用量对某铜尾矿浮选的影响。两次粗选、一次扫选、两次精选的开路试验结果表明,在磨矿细度为95%-74μm、硫化钠3000g/t、丁基黄药300g/t、羟肟酸80g/t、松醇油60g/t、pH值8.5左右、矿浆浓度30%、浮选时间20min的条件下可以得到品位18.63%的铜精矿,铜回收率53.28%,试验效果良好。     

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。