用乙硫氮提高青海某氧化铜矿铜精矿指标的研究

氧化铜资源的回收一直被认为是选矿界的难题,但随着铜矿资源的逐渐减少,难选氧化铜回收技术的开发与研究,就具有十分重要的意义。青海某氧化铜矿铜含量低,氧化率高,且嵌布粒度很细,含泥量大,采用传统的捕收剂都没有达到理想的选矿指标,经过采用新型高效螯合捕收剂与乙硫氮组合使用,使得铜精矿品位达到23.52%,回收率达到73.87%。该工艺流程简单,指标稳定,值得推广和进一步研究。     

刚果(金)某难选铜钴矿浮选试验研究

对刚果(金)某铜钴矿进行了浮选试验研究。采用先浮选硫化铜钴矿后硫化浮选氧化铜钴矿的工艺流程,当磨矿粒度为-0.075 mm粒级占80%,硫化矿浮选采用CMC作抑制剂,MB和Mac-12作捕收剂,氧化矿浮选采用硫氢化钠作硫化剂,MB和Mac-12作捕收剂时,可以有效回收矿石中的铜钴金属。全流程闭路试验可以得到含铜19.51%、含钴0.28%的硫化铜钴精矿以及含铜5.07%、含钴0.31%的氧化铜钴精矿,铜、钴总回收率分别达到89.63%和73.47%。     

云南某氧化铜矿浮选试验研究

某氧化铜矿实验室小型试验研究表明:采用新型药剂Pr2000作为浮选氧化铜的捕收剂,精矿中铜的回收率为75.54%,铜品位为13.98%,含银916g/t,银回收率为71.93%,该指标比较理想。     

某氧化铜银矿浮选试验研究

对云南某氧化铜银矿实验室小型试验研究表明,采用新型捕收剂LW61作为氧化铜捕收剂浮选,铜精矿中铜回收率为74.59%,铜品位15.21%,含银1 035.24 g/t,银回收率65.29%,该指标比较理想。     

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。      

云南某尾矿中氧化铜矿回收试验研究

云南某地区铜尾矿经预先富集后,含铜2.70%,氧化率为32.22%,属氧化铜矿。根据矿石特点,采用硫化铜与氧化铜分选工艺流程,研究结果表明,在磨矿细度-0.074 mm含量为90%、丁黄药为捕收剂、硫化钠为活化剂、水玻璃和六偏磷酸钠为抑制剂的条件下,采用三次粗选一次扫选二次精选的浮选流程获得了铜精矿品位为15.21%、回收率为83.19%的选别指标。     

西藏某低品位氧化铜矿选矿试验研究

西藏某低品位氧化铜矿是一高氧化率的氧化铜矿。原矿含铜1.14%,其中氧化铜占其总铜量的92.7%。矿石中可选含铜矿物主要为孔雀石和赤铜矿。选矿试验结果表明,采用硫化浮选法,可获得含铜25.35%,回收率73.91%的铜精矿,选别效果较好。     

国外某难选高铁氧化铜矿选矿试验研究

针对某高铁氧化铜矿中铜氧化程度高、回收难度大的问题,进行了大量的工艺参数条件试验和工艺流程方案试验。试验研究最终确定采用磁选-浮选的原则工艺流程,选用硫化-黄药浮选法回收氧化铜矿物,以LH为氧化铜矿物的高效活化剂,可大幅提高铜的回收率,明显降低温度对铜回收率的影响,同时采用对氧化铜矿物具有较强捕收能力的组合捕收剂SQ 丁铵黑药,实现了矿石中铜的有效回收。试验获得的选矿指标为：铁精矿中含铁 66.44%、铁回收率为94.33%;铜精矿中含铜16.31%、铜回收率为73.91%,含Au5.08g/t、金回收率为65.51%。     

刚果（金）某复杂难选氧化铜矿选矿试验研究

刚果(金)某复杂难选氧化铜矿铜品位2.47%,钴品位0.12%,铜氧化率为98.96%,结合率为15.82%,铜的赋存状态非常复杂,主要为孔雀石、硅孔雀石、假孔雀石、铜蓝、铜钴锰氧结合物、含铜褐铁矿等,孔雀石、假孔雀石等因吸附作用或机械钙、铁、锰等杂质,导致其可浮性发生变化。通过试验,开发出氧化铜钴矿高效捕收剂,有效提高了铜的浮选回收率,采用浮选-磁选联合的工艺流程,回收了可浮性较差但具有磁性的铜钴锰氧结合物、含铜褐铁矿含铁孔雀石、含铁假孔雀石。最终获得铜品位24.17%、回收率73.08%的浮选铜精矿和铜品位8.14%、铜回收率10.30%的含铜磁选精矿,钴的总回收率达到了66.93%。     

国外某铜钴矿选矿试验研究

针对国外某易粉碎铜钴矿,根据原矿性质分析结果,采用了先浮硫化矿、后浮氧化矿的原则流程,开展了磨矿方式、磨矿细度、捕收剂种类及用量条件探索试验,确定了预先分级—磨矿—硫化铜浮选—氧化铜浮选的分段选别工艺,获得了铜品位为25.14％、回收率为17.12％ 的硫化铜精矿和铜品位为18.84％、回收率为58.51％ 的氧化铜精...     

丽江某难处理铜尾矿硫化浮选铜的试验研究

摘要:丽江某难处理氧化铜矿尾矿品位为0.58%,原矿中铜矿物种类多,矿石可浮性差异大,氧化率高,钙镁等碱性脉石含量较高,矿泥含量较高,属于泥质铜矿。大量矿泥的存在不仅消耗大量药剂,增加了操作控制难度,导致铜精矿品位和回收率低。因此,在原矿性质研究基础之上,试验采用两次粗选、两次扫选、一次精选的工艺流程,通过添加高效活化剂HS,有效地活化了目的矿物的上浮,最终获得了铜品位15.36%,铜回收率为83.80%的铜精矿,试验指标良好。      

从西藏某斑岩型硫化铜矿中综合回收铜金浮选新工艺

西藏某斑岩型铜矿中含铜1.10%～1.30%、含金0.04～0.08g/t,矿石中铜矿物以辉铜矿为主、黄铜矿次之,铜矿物嵌布粒度细、且嵌布关系复杂,金主要与铜矿物和黄铁矿伴生,原有工艺铜精矿中的金难以富集到1g/t以上,且铜回收率偏低。为高效综合回收矿石中的铜金资源,开发了低碱条件下"铜硫部分混合浮选"新工艺,并以新型捕收剂ZH-01为铜硫混选的捕收剂,铜硫混选粗精矿经一次精选后,获得合格的铜精矿。实验室小型闭路试验结果表明,在磨矿细度-74μm含量占70%、原矿含铜1.21%、含金0.06g/t的条件下,获得了含铜35.27%、铜回收率94.12%,含金1.11g/t、金回收率56.23%的铜精矿。与现场工艺相比,新工艺不仅提高了铜的回收率,伴生金也得到了综合回收,实现了矿石中铜金的高效综合回收。     

西藏某铜矿选矿工艺技术试验研究

对西藏某铜矿的试验样品进行了先选硫化铜、再选氧化铜的浮选工艺流程研究,采用该流程获得的指标为:硫化铜精矿品位33.83%、回收率69.71%;氧化铜精矿品位16.84%、回收率17.35%;总精矿品位28.17%,铜回收率87.06%。由于尾矿中铜品位尚有0.40%,经制片镜下检查表明,损失于尾矿中的铜主要是氧化铜,其存在形式主要以包裹体存在于脉石中,因此对该工艺流程的尾矿进行了再处理。对闭路浮选试验尾矿分别进行了氨和硫酸不同浓度、不同浸出时间的浸出试验,试验结果表明,用一定量的硫酸浸出可将尾矿铜降至0.11%,充分表明了该铜矿具有较高的资源价值。     

内蒙古阿巴嘎旗高勒吉铜矿山工艺改造研究

内蒙古阿巴嘎旗高勒吉铜矿,建厂初期,由于采出的矿石主要为混合矿,选矿回收率平均在85%左右,其他伴生元素均未回收,造成资源浪费,企业经济效益得到损失。通过对现场生产工艺进行改进,不仅显著提高了铜矿回收率(回收率提高了5.59%),而且其伴生元素也得到了综合回收。改造后三年的平均回收率铅90.35%,锌88.64%,银67.21%,达到了资源综合回收利用目的。企业每年增量收入为300多万元,企业获得了显著经济效益。     

云南某铜矿选矿工艺试验研究

根据云南某铜矿的原矿性质,试验研究了浮选回收铜的工艺流程、工艺参数以及所能达到的技术指标。结果表明,当入选原矿石铜品位为2.74%、磨矿细度-74μm65%的条件下,采用硫化钠作活化剂、411黄药作捕收剂、11号油作起泡剂,通过一次粗选、两次扫选、三次精选,可获得铜精矿品位为20.33%、回收率为95.23%的较好指标。     

Flotation of mixed copper oxide and sulphide minerals with xanthate and hydroxamate collectors

Sherwood Copper’s Minto Mine processes a high grade copper–gold deposit in Yukon, Canada. The ore mined is from a primary copper sulphide deposit with separate additional deposits of copper oxides. In conjunction with Ausmelt Chemicals, Minto is currently investigating options to recover copper oxide and sulphide minerals using flotation by blending their primary sulphide ore with oxide ores. The blend used in this laboratory scale investigation was 70% sulphide ore and 30% oxide ore on a weight basis. The copper sulphides present in the blend were bornite and chalcopyrite, while the oxides were malachite and minor azurite.From previous flotation investigations of mixed copper oxide and sulphide minerals using xanthate and hydroxamate collectors it was hard to distinguish the impact of the alkyl hydroxamate collector on sulphide recovery as the sulphide and oxide minerals occurred naturally together. In the case of the Minto operation the copper oxide and sulphide minerals occur in separate ore deposits and can be treated separately or blended together. This investigation has shown that using n-octyl hydroxamates (AM28 made by Ausmelt Limited) in conjunction with traditional sulphide collectors can successfully simultaneously recover copper sulphides and oxides by flotation from blended ore minerals. The copper sulphide recovery did not decrease when processing the blended ore compared to treating the sulphide ore independently. At a blend of 70% sulphide ore and 30% oxide ore, the rougher scavenger copper recovery was as high as 95.5%. The copper recovery from the blended ore using a mixture of collectors was shown to be superior to the recovery obtained using only xanthate after controlled potential sulphidisation.     

云南省某难选铜矿的选矿工艺研究

云南某铜矿原矿含铜1.68％,铜的氧化率为19.64％,其中结合氧化铜占13.69％,是一种复杂难选的硫化铜混合矿.由于铜泡石在矿石中含量较高,难以活化,因而精矿回收率仅为80％左右.考虑技术经济因素,较为合理的分选流程是采用原矿磨矿细度70％ -74 μm单一浮选流程,可获得铜精矿品位为32.23％、铜回收率为78.48％的选矿指标.     

都龙锌锡铜多金属矿铜精矿提质试验研究

针对都龙矿区以锌锡为主含低品位黄铜矿的多金属硫化矿,由于原矿含铜品位较低铜锌矿物嵌布粒度不均且互含关系密切,加之原矿中含滑石、云母等易浮脉石矿物的影响,采用优先选铜的原则流程及常规黄药类组合捕收剂获得的铜精矿指标不尽理想,铜精矿含铜品位16%左右、含锌品位高达9%以上,铜精矿回收率仅50%左右,难以达到铜矿物与锌矿物及脉石矿物间的高效分选回收的目的。通过对选铜药剂制度的优化研究,获得了铜精矿含铜品位21.54%、含锌品位6.41%,铜精矿回收率53.85%的选铜指标,与原药剂制度相比,铜精矿中的锌矿物及易浮脉石矿物的含量大幅度降低,选铜指标得到明显提升。     

磁力浮选机在云南高硫铜矿选矿中的应用

云南某高硫铜矿是一种含铜和含硫都很高的铜矿,其中铜平均品位为5.86%,硫主要以磁黄铁矿形式存在,且磁黄铁矿含量占原矿的30.8%左右。试验中选用磁力浮选机应用于此铜矿的浮选,最终获得铜精矿品位28.46%,回收率97.72%的良好指标。     

江西某铜矿铜浮选工艺优化研究

江西某铜矿石受铜氧化率升高的影响，选矿厂生产指标不太理想，为解决现场工艺流程的不适应问题，在使用新捕收剂W 1的基础上，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64%情况下，采用2粗2扫、粗精矿中的+0.074 mm粒级再磨至-0.074 mm占965%情况下与筛下合并进行1粗3精2扫流程浮选，最终获得铜品位为19.38%、铜回收率为73.84%的铜精矿。