某铜银多金属矿石低碱度铜硫浮选分离试验

采用江西理工大学研制的DT系列抑制剂对江西某铜银多金属矿进行了低碱度铜硫分离浮选试验研究。试验结果表明,以DT系列中的DT-2#作为铜硫分离浮选时黄铁矿的抑制剂,可在pH=8的低碱度条件下获得铜精矿、硫精矿品位分别为22.49%和33.07%,回收率分别为88.76%和62.25%的良好指标,而且银在铜精矿中的品位和回收率分别达到1391.6g/t和71.59%。

铜硫浮选分离新工艺的研究与实践

针对现场（高碱）石灰工艺存在的铜硫分离条件与有用矿物综合回收之间的矛盾，研制了新型有机抑制剂ＢＫ—Ｌ，开发出以ＢＫ－Ｌ为核心的低碱度铜硫浮选分离新工艺．小型试验及工业试验结果表明，ＢＫ—Ｌ是一种选择性强的新型铜硫分离抑制剂，在较低的石灰碱度下，可有效实现铜硫分离．新工艺较好地解决了现场生产工艺所存在的矛盾，在现场工艺条件下，铜回收率与石灰工艺相当，铜精矿含铜２６．６４％，铜精矿品位提高０．７３％，伴生金、银的回收率分别提高了１．４６％、１．１５％．新工艺具有良好的经济效益和社会效益．

从铜硫浮选尾矿中回收白钨合理工艺的研究

采用螺旋溜槽粗选丢尾，ＳＱＣ湿式强磁选－摇床富集获粗精矿；粗精矿浮选脱硫后再以摇床精选获得最终白钨精矿，即重－磁－浮－重的流程是综合回收永平铜矿铜硫浮选尾矿中白钨的较合理工艺。该工艺扩大试验指标为：白钨精矿含ＷＯ３６６．８３％，回收率１７．４４％，产品质量符合ＧＢ－２８２５－８１一级Ⅰ类标准。工艺技术可行，操作控制简便，分选指标稳定。

铜硫矿浮选过程中矿浆酸度调节优化策略研究

铜硫矿是一种重要的金属矿石资源,其浮选技术在铜的提取和回收中起到至关重要的作用.矿浆酸度调节是铜硫矿浮选过程中的关键环节之一,对浮选效果、矿石品位和回收率等产生重要影响.因此,针对铜硫矿浮选过程中矿浆酸度调节的优化策略进行研究具有重要的理论和实践意义.本研究的目的是综合考虑矿石特性、浮选剂选择性和自动化pH控制系统等因素,探索铜硫矿浮选过程中矿浆酸度调节的优化策略,以便于为提高铜硫矿的浮选效果和经济效益提供科学依据.

高压辊磨对某铜矿浮选指标影响的研究

为了研究高压辊磨破碎对国内某低品位铜矿石后续浮选指标的影响,采用单因素分析方法进行了高压辊磨破碎试验、浮选优化条件试验和浮选开路对比试验。结果表明,在磨矿细度-0.074 mm占65%,粗选氧化钙用量1000 g/t、MAC-12用量20 g/t、丁基黄药用量10 g/t,扫选MAC-12用量10 g/t、丁基黄药用量5 g/t条件下,经1粗1扫浮选流程,常规破碎产品浮选可获得铜、硫品位分别为4.31%和22.46%,铜、硫回收率分别为74.382%和79.053%的粗精矿;辊压产品浮选粗精矿铜、硫品位分别为4.76%和23.06%,铜、硫回收率分别为88.137%和87.082%。铜、硫品位分别提高0.45和0.60个百分点,铜、硫回收率分别提高13.755和8.029个百分点。由此可知,通过高压辊磨破碎作业,可提高该铜矿石浮选精矿的铜、硫品位和回收率。

云南某贫细硫化铜矿石选矿工艺优化研究

云南某低品位细粒嵌布的铜矿石铜、硫品位分别为0.161%和9.704%,有价铜矿物嵌布粒度细,铜硫分离富集难度较大。为实现该硫化铜矿石资源的高效开发利用,在选厂原选矿流程及原矿工艺矿物学研究基础上,进行了系统的磨浮试验。结果表明:矿石采用磨矿—1粗2扫铜硫混合浮选—混浮粗精矿再磨—1粗3精2扫铜硫分离浮选闭路流程处理,可获得铜品位14.69%、铜回收率63.15%的铜精矿,硫品位29.16%、硫回收率75.10%的硫精矿,试验铜精矿品位较现场提高近3个百分点,铜回收率提高15个百分点以上,显著优于现场生产指标,达到了理想的综合回收铜硫效果。研究结果可作为工艺流程优化的依据。

国外某低铜锌高硫复杂金银矿选冶综合回收试验研究

针对国外某金银矿中黄铁矿含量高、铜锌品位低(Cu 0.11%、Zn 0.22%)、部分金以硫化矿粒间金及裂隙金赋存,银矿物种类多而杂的特点,采用“尼尔森重选-铜优先浮选-全硫混浮抛尾-全硫精矿细磨浸出-氰化尾渣选锌”的选冶联合新工艺,实现了该矿中金、银矿物的绿色分类快速提取和伴生低品位铜、锌矿物的高效综合回收。选冶全流程试验获得总回收率:Au 91.0%、Ag 77.3%、Cu 77.5%、Zn 63.2%,其中重选金银精矿含Au 41523.71 g/t、Ag 13763.36 g/t,铜精矿中含Au 400.8 g/t、Ag 5429.00 g/t、Cu 21.19%,锌精矿中含Zn 35.14%,全硫混浮尾矿(抛废)产率为74.6%。

某铜矿石低碱度铜硫分离浮选工艺研究

为解决江西某铜矿选矿厂在进行铜硫分离浮选时以单一石灰为抑制剂、矿浆pH高达12以上所带来的环境污染、设备及管道结垢等问题,用江西理工大学研发的新型抑制剂DT-4#代替大部分石灰对该矿矿石进行铜硫混合浮选—混合精矿再磨—铜硫分离浮选试验,实现了低碱度(pH=8)条件下铜硫的有效分离,获得的铜精矿铜品位为23.45%、铜回收率为90.38%,硫精矿硫品位为44.67%、硫回收率为91.63%。

江西某铜硫矿石浮选工艺研究

江西某大型铅锌矿山在深部接替资源勘查中探获了资源量达到中型规模以上的铜硫矿石资源。为了合理开发利用该矿石资源,在矿石性质研究和探索试验基础上,采用铜硫混合浮选—铜硫分离浮选工艺对其进行了选矿试验。试验结果表明:原矿磨至-0.074 mm占75%后以石灰为pH调整剂、丁黄药为捕收剂、2号油为起泡剂进行1粗2扫混合浮选,所获混合精矿再磨至-0.038 mm占80%后以石灰为pH调整剂、LP-01为捕收剂进行1粗2精2扫抑硫浮铜分离浮选,可获得铜品位为14.22%、铜回收率为87.58%的铜精矿和硫品位为34.01%、硫回收率为80.84%的硫精矿,从而使矿石中的铜、硫得到较好的综合回收。

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-74μm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。

国外某斑岩型铜矿石的浮选试验研究

国外某大型斑岩型铜矿表层矿石不仅存在较大品位差异,而且存在铜矿物嵌布粒度和含泥量差异,总体来说品位较低的矿石铜矿物嵌布粒度较细、含泥量较高,矿石较难选。为了获得较稳定合格的铜精矿,对4种有代表性矿样和3种配矿样进行了选矿试验研究。结果表明:①较高品位的铜矿石即使二段磨矿细度较粗,仍能获得较高品位铜精矿;较低品位的铜矿石即使二段磨矿细度较细,仍难获得合格品位的铜精矿。②在相同磨矿细度下,品位较高矿石占比大的配矿样对应的铜精矿品位和回收率较高,品位较高矿石占比50%情况下的配矿样对应的铜精矿品位和回收率较低。③矿石在一段磨矿细度为-0.074 mm占64%情况下3次铜硫混合粗选、混合粗精矿二段磨矿细度为-0.045mm占86%情况下1粗2精2扫铜硫分离,可获得铜品位26.18%、铜回收率89.54%的铜精矿,硫品位为26.79%、硫回收率为82.68%的硫精矿,试验指标理想。因此,合理配矿是保证精矿品质达标的关键。

腐殖酸钠在铜硫矿石浮选中的作用机理

在铜硫分选过程中,采用常规的石灰法对极低品位铜分选,往往不能奏效,而添加适量的钠,在浮选原矿伴生含铜0 084%的情况下,可取得铜精矿含铜18%以上,铜回收率达48%以上的指标。在试验研究的基础上,对腐殖酸钠在极低品位铜浮选过程中的作用机理进行了探讨。

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-0.074 mm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277.9 g/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-0.074 mm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259.5 g/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。

某含金银铜硫矿石的低碱铜硫分离与伴生金银综合回收

某含金银铜硫矿石中铜、硫、金、银品位分别为0.70%、4.76%、0.10 g/t和3.78 g/t,针对现场高碱工艺存在的伴生金银损失率高等问题,以该矿石为研究对象,采用低碱度条件下“铜快速浮选—铜尾活化选硫”的工艺流程进行了系统的浮选试验研究。闭路试验结果表明,最终可获得铜品位为24.28%、回收率为91.93%的铜精矿以及硫品位为45.54%、回收率为44.76%的硫精矿。其中61.51%的金和63.86%的银在铜精矿中获得富集,浮选指标较好,在低碱条件下原矿实现了有价金属的综合回收。

从河口铜矿石中回收铜铁硫的选矿试验

云南河口铜矿石含Cu 0.59%、S 4.57%、Fe 26.98%,属伴生硫铁的低品位硫化铜矿石,铜、硫、铁在矿石中分别主要以黄铜矿、黄铁矿、磁铁矿形式存在,但有少部分黄铜矿与黄铁矿形成固熔体。采用铜硫混合浮选—铜硫分离浮选—浮选尾矿弱磁选工艺对该矿石进行综合回收铜、硫、铁的选矿试验,得到了铜品位为18.03%、铜回收率为93.07%的铜精矿,硫品位为52.02%、硫回收率为56.34%的硫精矿和铁品位为61.90%、铁回收率为27.38%的铁精矿,从而为该矿石的合理开发利用提供了技术依据。

提高程潮铁矿铜硫技术指标的研究

通过程潮铁矿选厂浮选矿石性质的研究 ,结合生产现场实际 ,进行了技术改造 ,取得了较好的铜。

个旧某锡铜共生矿磁选抛尾工艺应用实践

个旧某锡铜共生矿为解决磁黄铁矿含量高导致选厂指标不稳定的问题,分别在铜硫混合浮选和锡重选前增设了弱磁选作业。改造结果表明:改造后的铜精矿铜品位从17.77%提高至19.62%,铜回收率从81.36%提高至82.51%;锡精矿锡品位从40.20%提高至40.81%,锡回收率从64.30%提高至66.40%,改造后可获得产率11.98%的高铁硫精矿产品,实现了磁黄铁矿的综合回收,提高了资源的综合利用率,降低了生产成本,经济效益显著。

某含铜金银多金属硫化矿尾矿资源综合利用试验研究

对某含铜金银多金属硫化矿尾矿进行了综合利用试验研究。该尾矿主要有价元素为Cu、Au和Ag,含量分别为0.16%、0.36 g/t、62.74 g/t,主要金属矿物为黄铁矿和黄铜矿,金、银主要分布于黄铜矿中,其次分布于黄铁矿中。采用磨矿-铜硫混合浮选-铜硫分离浮选工艺回收尾矿中的有价组分,开展了磨矿细度、矿浆pH值、分散剂用量、捕收剂用量等浮选条件试验,确定了相关工艺参数,闭路试验获得了铜精矿产率0.68%,Cu品位18.96%、Au品位36.75 g/t、Ag品位5 286.37 g/t, Cu回收率80.58%、Au回收率69.42%、Ag回收率58.79%;硫精矿产率3.39%,S品位37.16%、Cu含量0.28%、Au含量2.05 g/t、Ag含量306.81 g/t, S回收率78.24%、Cu回收率5.93%、Au回收率19.30%、Ag回收率17.01%;实现了堆存尾矿中Cu、Au、Ag、S等有价元素的高效综合利用。

提高某铁选矿厂铜、硫、金回收率试验研究

某高铁铜硫多金属矿铁品位45.80%、铜品位0.48%、硫品位2.3%、金品位0.24 g/t,有用矿物相互嵌布影响分选效果。采用“铜硫混合浮选—浮选尾矿磁选回收铁—铜硫分离”的联合工艺流程处理该矿石,并采用Mos-2+MA-1组合捕收剂捕收、铜硫粗精矿再磨及强化扫选等手段,可获得铜品位20.14%、金品位8.73 g/t、铜回收率88.53%、金回收率76.75%的铜精矿;硫品位41.56%、硫回收率77.70%的硫精矿;铁品位67.83%、铁回收率90.24%的铁精矿,实现了矿石中铁、铜、硫、金的高效回收。

广东惠东某含铜白钨矿石浮选试验

广东惠东某含铜白钨矿石WO_3品位1.25%,铜品位0.15%,95.09%的钨以白钨矿的形式存在,硫化铜中的铜占总铜的95.14%。为给该矿石的开发利用提供技术支持,按铜硫混合浮选—白钨浮选原则流程进行条件试验。结果表明,原矿磨矿至-0.074 mm 68%进行1粗2精1扫铜硫混合闭路浮选,可获得铜品位5.13%、回收率93.79%的铜硫混合精矿;以碳酸钠为调整剂、水玻璃为抑制剂、ZL为捕收剂对硫化矿混合浮选尾矿进行1粗2精3扫白钨浮选—精矿1粗2精1扫加温浮选,可得到WO_3品位68.86%、回收率91.58%的白钨精矿,实现铜硫的富集和白钨矿的有效回收,可为该矿石中铜、硫、钨的回收利用提供参考,但仍需进行铜硫混合精矿的分离研究。