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。     

某高硫铁铜矿石铜硫选矿试验

粤北某高硫铁难选铜矿石中铜矿物绝大部分为黄铜矿,含硫矿物主要为黄铁矿,其次为磁黄铁矿,脉石矿物主要为石英、正长石、白云母、透闪石、方解石、绿泥石,主要有回收价值的元素为铜、硫。原生硫化铜占总铜的87.60%,次生硫化铜占总铜的11.81%;非磁性硫占总硫的62.02%,磁性硫占总硫的37.62%。为确定该矿石的合理铜、硫回收工艺,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75%的情况下,采用1粗3精2扫、中矿顺序返回(精选1、扫选1中矿合并再磨后返回)流程浮铜,浮铜尾矿1次弱磁选磁黄铁矿,弱磁选尾矿1粗2扫流程浮选黄铁矿,可获得铜品位为19.89%、铜回收率为82.07%的铜精矿,硫品位为33.18%、硫回收率为29.11%的磁性硫精矿,以及硫品位为43.75%、硫回收率为55.26%的硫精矿,总硫回收率达84.37%,该工艺有效地回收矿石中的铜、硫资源。     

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。     

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。     

福建某铜矿石选铜试验

福建某铜矿石有用矿物有硫化铜和黄铁矿。对该矿石进行了优先浮铜工艺技术条件研究,结果表明,采用2粗4扫、粗精矿合并1次精选、中矿顺序返回流程处理,最终获得了铜品位为22.44%、铜回收率为90.23%的铜精矿,铜精矿硫回收率仅为17.58%,为铜尾矿选硫取得较高硫回收率创造了条件。     

云南某难选氧化铜矿浮-磁联合选矿试验

为高效回收利用铜品位为1.28%的云南某氧化铜矿,根据原矿高氧化率、高结合率、嵌布粒度细的特点及不同含铜矿物可浮性和磁性的差异,试验研究采用先浮硫化铜后浮氧化铜-浮选尾矿强磁选的原则工艺流程。试验结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm 84.5%的条件下,进行硫化铜1粗1扫2精浮硫化铜矿,硫化铜浮选尾矿再进行1粗3扫3精浮氧化铜矿,浮选尾矿通过磁选综合回收铜工艺,最终获得的硫化铜精矿铜品位为24.75%,铜回收率为33.03%;获得的氧化铜精矿铜品位为16.12%,回收率为39.25%;获得的磁选精矿铜品位为9.71%,铜回收率为12.50%;总精矿铜品位为16.77%,总铜回收率为84.78%,获得了满意的试验指标。      

某微细粒难选铜矿选矿试验研究

对某铜品位0.75%的微细粒难选铜矿进行了选矿试验研究。采用磁选-铜快速浮选-快速浮选尾矿强化选铜-铜粗精矿再磨精选的联合流程，闭路试验获得了铜品位23.57%、铜回收率83.23%的铜精矿。     

冬瓜山铜矿石浮选抑制剂优化试验

冬瓜山难选铜矿石中滑石、蛇纹石等易浮硅酸盐脉石矿物严重影响铜矿物的浮选,降低了铜精矿指标。在矿石工艺矿物学性质分析的基础上,进行了铜浮选抑制剂种类试验。以石灰为粗选抑制剂、改性LC为精选抑制剂,在磨矿细度为-0.074 mm占70%条件下,经1粗3精3扫浮选(1次精选尾矿与1次扫选精矿混合后再磨至-0.045 mm占90%)获得了精矿铜品位为22.34%、回收率为87.83%的指标。试验结果可以为开发利用该类矿产资源提供技术支持。     

云南某低品位硫-氧混合型铜矿石浮选试验

云南某铜矿石属典型的低品位、高氧化率硫 氧混合型铜矿石，含铜033%，其中硫化铜占有率为4909%，氧化铜占有率为5091%。为确定该矿石的开发利用工艺，进行了选矿试验研究。结果表明，在磨矿细度为-0074 mm占8640%的情况下，采用1粗3精1扫流程浮选硫化铜矿物、1粗3精1扫流程浮选氧化铜矿物，可获得铜品位1858%、回收率7755%、金品位423 g/t的铜精矿。试验指标良好，实现了低品位硫 氧混合型铜矿石中铜、金的高效综合回收，可作为该矿石开发利用工艺设计的依据。     

青海某含铜多金属硫化矿石选矿试验

青海某含铜多金属硫化矿石铜、铅、锌、金、银含量分别为1.82%、1.87%、1.78%、0.44 g/t和55.00 g/t,属于典型的含金银高铜低铅锌多金属硫化矿石。为确定该矿石的高效开发利用工艺,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%、铜铅混合精选1尾矿与扫选精矿合并再磨细度为-0.037 mm占80%的情况下,采用1粗2精1扫铜铅混合浮选、中矿再磨后1粗1精1扫铜铅混浮、铜铅混浮精矿1粗2精1扫抑铅浮铜铜铅分离、铜扫选尾矿1粗1精1扫选铅、1粗3精1扫抑硫浮锌、其余中矿顺序返回流程处理矿石,最终获得铜品位为26.44%、含铅3.93%、含锌3.88%、铜回收率为91.46%的铜精矿,铅品位为58.17%、含铜0.60%、含锌5.82%、铅回收率为62.16%的铅精矿,以及锌品位为50.48%、含铜1.95%、含铅2.63%、锌回收率为70.46%的锌精矿,矿石中的金、银高效富集在铜精矿和铅精矿中。     

国外某低品位铜锌硫化矿浮选分离试验研究

国外某低品位铜锌硫化矿矿床属于矽卡岩型，为确定该矿石中有价金属开发利用的可行性，进行了选矿试验。研究表明，矿石中铜品位为0.38%，锌品位为1.26%，针对矿样组成特性，确定了优先浮选铜， 选铜后的尾矿再浮选锌的工艺流程处理该硫化矿矿石。在磨矿细度为-0.074 mm占74.60%的条件下，选用石灰为矿浆pH调整剂，硫酸锌和亚硫酸钠为组合抑制剂，Z-200为捕收剂优先浮选硫化铜矿物；对选铜尾矿继续 采用石灰调节矿浆pH值，硫酸铜活化被抑制的锌矿物，丁基黄药为捕收剂浮选硫化锌矿物的药剂方案，经“2粗2精”选铜、“1粗3精2扫”选锌的闭路试验，最终获得铜精矿铜品位和回收率分别为22.55%、85.19%和锌 精矿锌品位和回收率分别为44.83%、74.36%，有效地实现了铜锌硫化矿的分离与回收，为国外该类型硫化矿矿石的开发利用提供依据。     

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。     

云南某含金铜矿石自然pH下浮选试验研究

云南某含金铜矿石铜品位1.06%、金品位0.38 g/t、硫品位3.56%。为在回收铜的同时可以综合回收金等贵金属,在自然pH条件下进行浮选试验。结果显示:新型环保抑制剂D82在有效抑制黄铁矿的同时,还可以提高金的回收指标;在磨矿细度为-0.074 mm占75.5%条件下,以D82为抑制剂、Z-200为捕收剂,经1粗2精2扫铜浮选,浮铜尾矿以硫酸铜为活化剂、丁基黄药为捕收剂,经1粗1精1扫选硫,闭路试验得到的铜精矿铜品位46.83%、金品位14.22 g/t、铜回收率93.22%、金回收率78.96%,硫精矿硫品位58.69%、回收率75.18%。以D82为抑制剂可以在自然pH条件下实现抑硫浮铜,对伴生贵金属的硫化矿浮选具有借鉴价值。     

云南某含金银低品位硫化铅锌矿浮选试验

云南某含金银硫化铅锌矿石铅品位为0.77%，锌品位为2.13%，并且伴生大量金、银等贵金属，金、银的嵌布粒度微细。为给该矿石开发利用提供依据，采用优先浮选硫化铅，选铅尾矿再选锌的优先浮选流程进行试验。结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm占81.33%，以碳酸钠为pH调整剂，以硫酸锌+焦亚硫酸钠为抑制剂，以乙硫氮+3418A为捕收剂，经过2粗3精1扫选铅，选铅尾矿以硫酸铜+氯化铵为活化剂，以丁基黄药为捕收剂，经1粗2精1扫流程选锌，获得了铅精矿铅品位50.36%、金品位28.79 g/t、银品位965.47 g/t、铅回收率82.41%、金回收率77.18%、银回收率78.69%，锌精矿锌品位41.21%、锌回收率87.45%的指标，实现了矿石中有用金属的高效回收。     

某细—微细粒嵌布的硫化铜矿石浮选试验

某硫化铜矿石中的金属矿物主要为斑铜矿、黄铜矿及辉铜矿,黄铁矿和硫铜钴矿微量,脉石矿物主要为石英。矿石中铜矿物嵌布粒度极不均匀,少部分铜矿物嵌布粒度较粗,主要为细—微细粒嵌布的铜矿物,细者甚至小于10μm。为确定该矿石的高效选矿工艺进行了选矿试验。结果表明:铜品位为3.85%的矿石在磨矿细度为-53μm占80%的情况下,采用2粗2精3扫流程进行粗粒开路浮选,粗粒浮选中矿集中再磨至-10μm占80%的情况下,采用1粗1精流程进行细粒开路浮选,可获得铜品位为41.86%、回收率为59.01%的粗粒精矿,铜品位为33.27%、回收率为26.43%的细粒精矿,总精矿品位为38.76%、回收率为85.45%。采用粗细分级分选开路浮选流程回收矿石中的硫化铜,既解决了含铜粗粒连生体在流程中的循环,又发挥了粗细分选优势,还避免了微细粒中矿返回对流程的影响,是粒度极不均匀嵌布的硫化铜矿物的高效回收工艺。高品位微细粒中矿中的铜将采用生物氧化浸出工艺回收有利于提高总铜回收率。     

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。     

内蒙古某含银混合铜矿石选矿试验研究

内蒙古某含银铜矿石,由于其铜氧化率达20.16%,采用常规浮选工艺回收率较低。针对这种情况,采用优先浮选硫化铜后浮选氧化铜的原则流程,以丁基黄药与Z200质量比为3 GA6FA 1的组合捕收剂为硫化铜的捕收剂,以Na₂S为氧化铜调整剂,采用丁基黄药与羟肟酸钠混合捕收剂为氧化铜捕收剂。在磨矿细度为-0.074 mm占80%的条件下进行闭路试验,硫化铜经1次粗选和2次扫选,氧化铜经1次粗选1次扫选,所获得的硫化铜和氧化铜粗精矿混合产物经过4次精选,最终可获得铜品位为19.18%、银品位为2 308 g/t,铜回收率为80.90%、银回收率为81.03%的铜精矿产品。      

高效捕收剂ZA在铜硫分离浮选中的应用

西南某多金属硫化矿主要有价元素为铜、锡、硫,铜品位为1.05%、锡品位为0.28%、硫品位为7.19%,伴生银品位为13.20 g/t。铜主要以硫化铜形式存在,占有率为93.60%。现场采用铜硫混合浮选-铜硫分离浮选、浮选尾矿摇床重选选锡的浮重联合流程综合回收矿石中的铜硫银锡（银进入铜精矿）,存在石灰用量偏大,碱度高,铜和银回收率偏低的问题。为探索低碱度浮选回收铜银的可能性,以复配药剂ZA为铜矿物捕收剂进行了试验研究。结果表明：将磨矿细度为-0.074 mm占75%条件下以硫酸铜为活化剂、丁基黄药为捕收剂,经1粗2精2扫铜硫混合浮选获得的铜硫混合精矿,以石灰为抑制剂在再磨细度为-0.043 mm占85%、pH=10.5的低碱条件下经1粗3精2扫铜硫分离,最终获得了铜品位为25.16%、银品位为212.2 g/t,铜、银回收率分别为91.75%、61.18%的铜精矿及硫品位35.32%、硫回收率79.08%的硫精矿,有效地实现了矿石中铜银硫的分离富集回收,尤其是强化了游离银的选矿富集。试验结果对伴生贵金属硫化矿中贵金属的综合回收具有借鉴意义。     

贵州某泥晶灰岩型含锑金矿金锑混浮试验

贵州某泥晶灰岩型含锑金矿石为块状构造,金属矿物主要为黄铁矿、针铁矿,含量小于1%,非金属矿物以方解石为主,另有少量石英、有机质等;金含量为6.04 g/t,显微镜下未见自然金粒,74.34%的金赋存在硫化矿中,游离金仅占总金的7.14%;硅酸盐、碳酸盐包裹金分别占11.96%和6.56%;锑主要以辉锑矿的形式存在。为高效、低成本回收矿石中的金、锑,对混合浮选工艺进行了试验研究。结果表明,在一段磨矿细度为-0.074 mm占71%的情况下1粗2扫混浮、尾矿再磨细度为-0.074 mm占92.7%的情况下再1粗2扫混浮、两粗精矿合并后3次精选、中矿顺序返回流程处理,最终获得了金品位为47.60 g/t、锑品位为9.81%、金回收率为76.68%、锑回收率为85.22%的金锑混合精矿,金锑混浮效果较理想。尾矿中金的回收及金锑分离工艺研究将另文介绍。     

某锌冶炼渣回收铜的工艺研究

湖北某锌冶炼渣铜品位约为1.01%，铜主要以类质同象形式赋存于磁黄铁矿中，其次是铁氧化物（磁铁矿和赤铁矿）中，主要脉石矿物为玻璃质等。该论文首先研究锌冶炼渣的矿物组成及铜的赋存状态，之后分别对原渣样品和渣磁选除铁尾矿进行了选铜工艺试验，探索了不同种类抑制剂和捕收剂对铜金属回收的影响。结果表明，原冶炼渣样粗选采用丁铵黑药+乙硫氮组合捕收剂，经过1次粗选、2次精选和1次扫选开路选别流程，可以得到铜品位5.10%、回收率66.09%的铜精矿。冶炼渣磁选除铁尾矿粗选采用丁铵黑药捕收剂，经过1次粗选、2次精选和1次扫选开路选别流程，可以得到铜品位3.45%、相对磁选尾矿回收率57.61%的铜精矿。