甘肃某低品位难选铜硫矿选矿试验

根据甘肃某低品位难选铜矿石的特点,进行了铜硫混合浮选、混合精矿铜硫分离条件研究,试验确定的工艺技术条件可有效解决次生硫化铜含量高所造成的铜硫难以分离问题。在铜硫混合浮选磨矿细度为-0.074 mm占70%、铜硫混合精矿再磨细度为-0.043 mm占90%的情况下,采用1粗2精1扫混浮铜硫、铜硫混合精矿再磨后1粗1扫2精铜硫分离、中矿顺序返回流程处理该矿石,最终可获得铜品位为16.25%、回收率为63.92%的铜精矿,以及硫品位为37.45%、回收率为80.10%的硫精矿。     

新疆某含石墨高钙次生硫化铜矿石选矿试验

新疆某含石墨高钙型次生硫化铜矿石铜品位为1.95%,次生硫化铜占总铜的92.82%,主要铜矿物为斑铜矿、辉铜矿、蓝辉铜矿、铜蓝,其他金属矿物有黄铁矿等;脉石矿物以方解石、石英、云母、高岭石等为主,并含有少量片状石墨。铜矿物主要呈浸染状、团粒状、不连续脉状、细脉状产出,粒径主要为0.037~0.15 mm,与黄铁矿、石墨等脉石矿物嵌布关系密切。为了确定该矿石的合适开发利用工艺,进行了选矿试验研究。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占85%的情况下进行1粗3精2扫流程处理,获得了铜品位为23.83%、铜回收率为75.06%的铜精矿1;精选尾矿合并进行1粗2扫浮选,精选尾矿合并粗选的粗精矿再磨至-0.038 mm占97%后进行3次中矿精选,获得了铜品位为13.01%、铜回收率为14.08%的铜精矿2,综合铜精矿铜品位为21.07%、回收率为89.14%的铜精矿,较好地实现了铜矿物的分离回收。     

越南某低品位硫化铜镍矿选矿试验研究

越南某铜镍矿石原矿品位低、分布分散,原矿含Ni为0.495%、Cu为0.21%,脉石矿物中MgO含量高,矿石性质复杂,属于典型的富含镁硅酸盐矿物的低品位难选铜镍硫化矿石。在对矿石进行充分的工艺矿物学的基础上,实验室采用不预先脱除脉石的情况下,采用二粗二扫四精铜镍混浮工艺,中矿顺序返回的闭路试验,粗二精矿再磨流程,最终可获得铜镍混合精矿含Ni为10.25%,Cu为4.84%,回收率分别Ni为68.84%、Cu为78.76%。     

新疆某低品位钼矿石高效利用选矿试验

新疆某低品位钼矿石钼品位仅0.076%。矿石中除钼外,还伴生含量为0.033%的铜和含量为1.232%的硫。虽然钼、铜、硫主要以辉铜矿、黄铜矿、黄铁矿形式存在,但它们共生关系密切,分离困难。根据矿石性质开展综合回收钼、铜、硫的选矿试验,首先将原矿粗磨至-0.074 mm占85%后进行钼铜硫的混合浮选,然后将钼铜硫混合精矿细磨至-0.043 mm占95%后进行钼铜与硫的分离浮选,最后对钼铜混合精矿进行钼与铜的分离浮选,并在钼铜硫混合浮选过程中使用新型捕收剂GZW101和新型抑制剂GTS、在钼铜分离浮选过程中使用新型抑制剂GLN,最终获得了钼品位为47.03%、钼回收率为73.20%的钼精矿以及铜品位为14.89%、铜回收率为77.26%的铜精矿和硫品位为54.26%、硫回收率为88.94%的硫精矿,从而为该矿石的高效利用提供了依据。     

云南某低品位硫化铜矿石浮选新工艺研究

云南某高硫低铜铜矿石,铜氧化率达18.52%,容易产生可溶性离子,增加铜硫分离难度。为给选矿厂的工艺改进提供依据,在原工艺基础上进行了浮选新工艺研究。结果表明:通过药剂制度优化和增设中矿再磨作业及浮选柱精选作业,铜精矿铜品位从16.81%提高到22.45%,铜回收率从70.98%提高到79.81%,现场工艺流程的石灰用量大幅度下降,为后续选硫创造了条件。     

云南某低品位铜钼矿选矿试验研究

斑岩型铜钼矿是当前提取铜、钼的重要资源,其中铜矿物主要以黄铜矿为主,钼矿物一般以辉钼矿的形式存在。该类矿石中辉钼矿多与黄铜矿、黄铁矿密切共生,此外,由于辉钼矿与黄铜矿的可浮性相似,因此从铜钼矿石中回收辉钼矿难度较大,工艺也较为复杂。本文研究对象为云南某斑岩型铜钼矿,其主要矿物为黄铜矿与辉钼矿,嵌布粒度较细。对该矿进行的选矿工艺研究表明,矿石经过原矿粗磨,粗精矿再磨,1粗2精2扫、中矿顺序返回进行铜钼混浮;铜钼精矿进行脱药再磨,1粗5精1扫、中矿顺序返回进行铜钼分离,最终得到了铜品位25.91%,铜精矿回收率78.68%,钼品位45.79%,钼精矿回收率77.49%的良好指标,有效实现了铜钼分离、铜钼回收的目的,对实际工业生产中同类矿石的分选利用有着积极的指导作用,对我国铜钼矿资源的综合利用亦有着重要意义。     

赤峰某低品位铜钼矿选矿试验

赤峰某大型斑岩型低品位铜钼矿床,铜钼矿物主要以硫化物形式存在,且嵌布关系密切、嵌布粒度微细。为高效开发利用该贫矿资源,对矿石进行了选矿工艺技术条件研究。结果表明,铜钼混浮适宜的磨矿细度为-0.074 mm占70%,铜钼分离适宜的磨矿细度为-0.043 mm占80%;采用1粗2精1扫、中矿顺序返回闭路流程混浮铜钼,1粗5精2扫、中矿顺序返回闭路流程分离铜钼,最终获得了铜品位为17.51%、铜回收率为81.25%的铜精矿,以及钼品位为42.41%、钼回收率为88.35%的钼精矿。     

河北某低品位铜钼矿选矿试验研究

河北某铜钼矿主要有用矿物为黄铜矿和辉钼矿,二者含量较低,且与脉石矿物紧密镶嵌。对该矿石进行了磨选工艺技术条件研究,结果表明采用"粗磨-铜钼混合浮选-混合精矿再磨-铜钼分离"的工艺流程,获得铜精矿品位Cu25.32%、铜回收率89.04%;钼精矿品位Mo 8.52%、钼回收率为84.35%。     

龙桥铁矿低品位铜硫分离选矿试验研究

针对龙桥铁矿铜硫混合精矿的特点,通过对其进行再磨,磨矿细度-45μm占88.00%,经过一次粗选,一次精选和一次扫选的选别流程,使铜、硫精矿品位和回收率分别达到了20.84%、90.54%和49.48%、94.85%的较好指标,有效地解决了混合精矿中铜硫分离困难的问题。     

江西某铜选矿厂选铜工艺优化

江西某大型铜矿山受入选矿石嵌布粒度变细、嵌布关系变复杂、铜氧化率升高的影响,选矿生产指标不断下滑。为解决现场工艺流程的不适应问题,按较粗磨矿细度下部分优先浮铜-铜硫浮选-铜硫混合产品再磨后分离流程进行了选矿试验。结果表明,在一段磨矿细度为-0.074 mm占68%的情况下,采用1粗1精快速优先浮铜、1粗1扫铜硫混浮、优先浮铜中矿与混浮粗精矿合并再磨至-0.074 mm占98.07%后,再1粗1精1扫铜硫分离、铜硫分离中矿集中返回再磨的闭路流程处理该矿石,最终获得了铜品位为22.79%、铜回收率为86.04%的铜精矿,以及硫品位为43.86%、回收率为58.73%的硫精矿。该铜精矿品位和回收率较现场生产指标分别提高了1.46、3.60个百分点,指标改善显著。     

云南某铜铅硫化矿石选矿试验

云南某低品位铜铅硫化矿石铜、铅品位分别为0.54%和2.12%。为确定铜、铅选矿工艺,采用铜铅混浮再分离的原则流程进行了选矿试验。结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm占75.40%的情况下,采用1粗1扫2精铜铅混合浮选、1粗2扫3精铜铅分离流程处理矿石,可获得铜品位为25.32%、含铅7.96%、铜回收率为82.06%的铜精矿,铅品位为58.36%、含铜0.73%、铅回收率为85.61%的铅精矿。     

山东某低品位铜钼矿石选矿试验

山东某斑岩型铜钼矿石铜钼品位较低,硫化铜、硫化钼占总铜、总钼量的90%以上。对该矿石进行了铜钼回收工艺技术条件研究。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占65%的条件下进行铜钼混合浮选预抛尾,铜钼混合精矿再磨至-0.043 mm占80%的情况下进行铜钼分离浮选,最终获得了铜品位为20.34%、回收率为90.23%的铜精矿,钼品位为50.33%、回收率为87.53%的钼精矿。     

新疆某低品位铜铅锌多金属硫化矿选矿试验研究

新疆某低品位铜铅锌多金属硫化矿为难选矿,原矿品位低:铜0.11%、铅1.45%、锌1.59%,矿石结构复杂,铜、铅、锌矿交代共生关系密切。针对该矿石特点,采用铜、铅部分混合浮选,浮选铜铅精矿使用新型无氰、无铬、无污染的抑制剂TZ-12抑铜浮铅,使铅、锌、铜得到最大限度的回收,获得铅精矿含铅57.46%、铅回收率85.59%,锌精矿含锌41.05%、锌回收率67.28%的良好效果。     

云南某难选铜锌硫化矿石选矿试验

云南某铜锌硫化矿石铜品位为0.16%、锌品位为4.43%,铜、锌均主要以硫化物形式存在,氧化程度较低。为给该矿石开发利用提供依据,对其进行了浮选试验研究。结果表明,在磨矿细度为-74 μm占78%条件下,以OL-ⅡA为捕收剂经1粗3精2扫铜优先浮选（一段铜精选精矿再磨至-38 μm占94%再进行二段铜精选）,选铜尾矿以X-43为活化剂、丁黄药为捕收剂经1粗4精2扫流程选锌（一段锌精选精矿再磨至-45 μm占91%再进行二段锌精选）,获得了铜精矿铜品位18.52%、回收率53.89%,锌精矿锌品位47.10%、回收率88.74%的分选指标,试验结果可以为该矿石开发利用提供依据。     

云南某铅锌多金属矿选矿试验研究

在对云南某铅锌多金属矿进行简单工艺矿物学研究的基础上,按拟定的铜铅混浮-铜铅分离-锌硫混浮-锌硫分离原则流程进行了磨矿细度、药剂种类及用量条件试验,采用1粗1扫2精混浮铜铅、1粗1扫2精铜铅分离、1粗1扫2精混浮锌硫、1粗1扫2精锌硫分离、中矿顺序返回的闭路试验流程处理该矿样,获得了铅品位45.26%、回收率81.33%的铅精矿,锌品位45.97%、回收率88.29%的锌精矿,分选指标理想,但综合回收产品铜精矿和硫精矿的指标有待提高。     

云南某多金属硫化矿选矿试验

在对云南某含铜0.16%、铅0.86%、锌2.92%的多金属硫化矿矿样进行简单的工艺矿物学研究的基础上,着重对矿石中有价组分回收的工艺技术条件进行了研究,采用1粗3精2扫铜铅混浮,1粗2精1扫选铜、1粗2精1扫选铅铜铅分离,1粗4精2扫选锌的闭路试验流程处理该矿样,最终可获得铜、铅、锌3种精矿产品,铜、铅、锌品位分别为22.17%、52.19%、39.15%,回收率分别为75.65%、84.25%、44.63%。     

内蒙古某含碳低品位硫化铅锌矿石选矿试验

针对内蒙古某含碳低品位硫化铅锌矿石有机碳含量高并以隐晶质形式存在、铅锌硫化物嵌布粒度微细等特点,采用磨矿后预先浮选脱碳-铅锌硫依次浮选-铅、锌粗精矿精选前进行再磨的工艺流程对其进行选矿试验,并在铅精选时加入碳的高效抑制剂铁铬木质素磺酸盐,最终获得了铅品位为53.67%、铅回收率为56.93%的铅精矿,锌品位为44.64%、锌回收率为83.19%的锌精矿和硫品位为36.89%、硫回收率为59.11%的硫精矿,从而为该矿石的开发利用提供了依据。     

某复杂难选铜铅锌多金属硫化矿选矿试验

辽宁葫芦岛地区某金、银品位较高的铜铅锌多金属硫化矿石结构构造复杂,铜、铅、锌分离难度较大。为高效开发利用该矿石,按优先混浮铜铅-混浮精矿铜铅分离-混浮尾矿抑硫浮锌的原则流程对该矿石进行了系统的选矿试验。结果表明,采用2粗1扫2精铜铅混浮、1粗2扫3精铜铅分离、1粗2扫2精选锌、中矿顺序返回的闭路流程处理该矿石,最终获得了铜、金、银品位分别为20.88%、2.37 g/t、1 808 g/t,铜、金、银回收率分别为85.72%、46.27%、22.46%的铜精矿,铅、金、银品位分别为63.13%、0.99 g/t、5 973 g/t,铅、金、银回收率分别为80.00%、19.57%、75.16%的铅精矿,锌、金、银品位分别为55.96%、0.35 g/t、37.80 g/t,锌、金、银回收率分别为84.21%、10.47%、0.72%的锌精矿,较好地实现了铜、铅、锌的分离回收。     

某低品位铜镍硫化矿石选矿试验

吉林某低品位铜镍硫化矿石铜品位为0.27%、镍品位为0.48%。矿石中含镍矿物主要为紫硫镍铁矿、镍黄铁矿,含铜矿物主要为黄铜矿、铜蓝、斑铜矿。试验研究表明,采用单一浮选流程不能获得较好的选别指标;由于矿石中紫硫镍铁矿、镍黄铁矿、黄铜矿等有用金属硫化物与磁铁矿嵌布关系密切,因此采用弱磁选对含镍矿物进行富集,获得目的矿物含量高、易泥化脉石含量低的磁性产品和目的矿物含量低、易泥化脉石含量高的非磁性产品,再分别进行磨浮流程处理。结果表明：原矿磨细至-0.074 mm占30%时进行弱磁选,磁性产品和非磁性产品分别再磨至-0.074 mm占85%后采用1粗2精2扫闭路浮选流程处理,获得了铜品位为4.53%、镍品位为6.65%、铜回收率为54.63%、镍回收率为44.90%的铜镍混合精矿1和铜品位为1.88%、镍品位为3.37%、铜回收率为23.98%、镍回收率为24.13%的铜镍混合精矿2,尾矿铜、镍品位分别降至0.06%和0.16%,实现了对该铜镍硫化矿石的有效分选。     

陕西某含铅钼矿石选矿试验

陕西某含铅硫化钼矿石中的钼铅矿物以原生硫化物为主,共生关系密切、嵌布粒度细微,对该矿石进行了选矿工艺技术条件研究。结果表明,采用一段磨矿、1粗1扫钼铅混浮、钼铅混合粗精矿再磨、3次混合精选、1粗2扫2精钼铅分离、中矿顺序返回流程处理该矿石,最终获得了钼品位为52.32%、回收率为92.50%、含铅4.52%的钼精矿和铅品位为40.98%、回收率为70.42%、含钼0.43%的铅精矿。