赞比亚谦比希西矿体铜矿优先浮选试验研究

赞比亚谦比希西矿体铜矿矿物种类多,Cu、Fe、S和Al2O3含量分别为1.69%、3.94%、1.61%和14.70%,属高铝复杂难选铜矿。为给该矿石浮选工艺确定提供依据,对西矿体矿石进行了浮选工艺研究。试验确定采用先选硫化铜矿再选氧化铜矿的优先浮选工艺流程。以水玻璃为矿浆分散剂、氧化钙为抑制剂、丁基黄药为捕收剂、2#油为起泡剂,进行硫化铜浮选,硫化铜浮选尾矿以硫化钠为活化剂、丁胺黑药+丁基黄药为混合捕收剂,进行氧化铜浮选,硫化铜与氧化铜浮选粗精矿混合后经3次精选,闭路试验可获得铜品位22.75%、铜回收率71.89%的浮选铜精矿,以及铜品位0.49%的浮选尾矿。     

玉龙铜矿Ⅰ号矿体混合矿石选矿试验

为了给西藏玉龙铜矿Ⅰ号矿体的开发提供依据,对该矿体各矿带矿石组成的混合矿石进行了选矿试验研究。针对矿石中除铜外还伴生有钼、铜以硫化铜和氧化铜两种形式存在、钼主要以硫化钼形式存在的特点,试验采用硫化铜钼混合浮选-分离浮选、混浮尾矿再浮选氧化铜的工艺流程,最终获得了铜品位为18.13%、铜回收率为79.31%的综合铜精矿和钼品位为45.97%、钼回收率为79.39%的钼精矿。     

含银铜硫矿石优先浮选工艺与混合浮选工艺对比试验

在工艺矿物学研究基础上，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，经条件试验，确定了药剂制度并进行了实验室小型浮选闭路试验。试验结果显示，在磨矿细度-74μm占90%条件下，采用铜硫优先浮选工艺，经一次粗选两次精选两次扫选铜，可获得铜品位为20.17%、回收率为98.41%、银品位为277.9g/t、回收率为92.38%的铜精矿；经一次粗选两次精选两次扫选硫，获得硫品位37.11%、硫回收率43.76%的硫精矿。在磨矿细度-74μm占80%条件下，采用铜硫混合浮选工艺，经一次粗选三次精选两次扫选获得铜硫精矿，再经一次粗选一次精选一次扫选实现铜硫分离，铜精矿铜品位为20.03%、回收率为93.37%、银品位为259.5g/t、回收率为82.41%；硫精矿硫品位32.34%、硫回收率26.01%。优先浮选精矿铜、银品位及回收率高于混合浮选工艺，且优先浮选工艺过程稳定可靠，药剂制度简单，适合生产，对类似的含银铜硫矿石工艺流程的选择具有重要参考价值。     

朝鲜某地硫化铜镍矿浮选试验研究

为了给开发朝鲜某地硫化铜镍矿石提供依据,在工艺矿物学研究的基础上,对该矿石进行了浮选试验。试验结果表明,在-0.074 mm占75%的磨矿细度下,经过1次粗选、3次精选、4次扫选,可以得到适合电炉熔炼的合格铜镍混合精矿,精矿镍品位为5.16%,镍回收率为92.13%,铜品位为1.94%,铜回收率为97.47%。     

某混合铜矿选矿试验研究

四川某铜矿含Cu0.77%,Ag8.2g/t,铜矿物以辉铜矿等硫化铜为主,氧化铜矿物主要为孔雀石,氧化率为16.88%,其中结合氧化铜占10.39%,属于低品位混合铜矿。针对矿石性质,确定了优先浮选硫化矿再浮选氧化矿的浮选工艺。在适宜的磨矿细度和药剂制度下,采用一段磨矿,两次粗选,一次精选,一次扫选的闭路试验流程,最终取得了铜精矿品位为25.76%,回收率为85.74%,含Ag258.21g/t的指标。      

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。      

国内某硫化铜镍矿石选矿试验研究

针对国内某硫化铜镍矿石,铜含量为0.43%、镍含量为0.94%,采用铜镍等可浮工艺进行选别,获得了产率为4.12%,铜品位为9.85%,镍品位为11.13%,铜、镍回收率分别为90.72%和49.69%的铜镍混合精矿,同时还获得了产率为6.05%,镍品位为5.15%、铜含量为0.33%,镍回收率为33.76%的镍精矿。与铜优先浮选和铜镍混合浮选工艺相比,铜镍等可浮工艺具有流程稳定,对矿石性质的适应性强,可以根据市场变化情况灵活把握产品的特点。     

蒙古某铜钼矿选矿工艺技术研究

针对蒙古某铜钼矿矿石进行选矿工艺试验研究.在条件试验的基础上,进行铜钼硫混合浮选和铜钼优先浮选工艺流程试验.通过流程方案对比,推荐采用铜钼优先浮选工艺流程.铜钼优先浮选工艺流程闭路试验获得铜品位24.32%、钼品位0.36%、含金8.65g/t、含银388 g/t,铜回收率96.77%、钼回收率81.04%、金回收率8...     

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-0.074mm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277.9g/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-0.074mm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259.5g/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。     

谦比希混合铜矿石浮选试验

对谦比希混合铜矿石采用先浮硫化铜后浮氧化铜的原则流程进行了浮选试验研究。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占80%的条件下,以硫化钠+硫酸铵组合为氧化铜矿物的活化剂,采用1次粗选浮硫化铜、1次粗选浮氧化铜、混合粗精矿3次精选、中矿顺序返回流程处理该矿石,最终获得了铜品位为25.89%、回收率为83.44%的铜精矿。     

缅甸某氧化铜矿选矿工艺研究

针对缅甸某氧化铜矿石特点, 确定了硫氧混合浮选的原则工艺流程, 在条件试验的基础上进行了小型闭路试验, 最终可获得Cu品位23.55%、Ag含量1 919.20 g/t、Cu回收率91.16%、Ag回收率93.08%的铜精矿, 银主要富集于铜精矿中, 有价元素铜和银得到了很好地回收。     

复杂含银砷硫化铜矿浮选试验对比研究

针对云南某含银砷的硫化铜矿,查明了化学多元素、矿物组成、嵌布粒度和单体解离度等工艺矿物学特性,对比了混合浮选和等可浮选两种方案的选别指标。结果表明,在原矿铜、砷、银品位分别为0.41%、1.82%、16.24g/t条件下,等可浮选方案获得了铜品位为22.11%,铜回收率为66.32%的铜精矿,其中砷含量为0.45%,银品位和银回收率为438.48g/t、33.21%;混合浮选方案获得了铜品位为20.14%,铜回收率为75.14%的铜精矿,其中砷品位为0.81%,银品位和银回收率分别为413.75g/t、38.98%。混合浮选方案比等可浮选方案获得的选别指标要好,但砷含量较高。由此可以看出,铜精矿中砷品位与铜、银回收率呈同步升降关系。     

某复杂多金属矿浮选回收铜银的研究

某复杂多金属矿含有铜、银、铅、锌等多种有用组分, 具有较高经济价值。为综合回收有用金属, 采用优先浮选工艺, 先混合浮选铜铅, 再抑铅浮铜, 银随铜进入铜精矿产品。原矿含铜0.58%, 含银163.82 g/t, 最终获得铜精矿含铜17.05%、铜回收率为77.62%, 含银5 623.6 g/t, 银回收率90.25%, 有效实现了铜及银的回收。     

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。     

内蒙古某铜铅锌多金属硫化矿石选矿试验

内蒙古某铜铅锌多金属硫化矿石中主要有价元素为铜、铅、锌、银,主要金属矿物方铅矿、闪锌矿、黄铁矿、黄铜矿等嵌生关系密切。为确定该矿石的选矿工艺流程,采用铜铅混浮再抑铅浮铜、锌硫混浮再抑硫浮锌原则流程进行了选矿试验。结果表明：矿石在磨矿细度为-200目占70%的情况下,采用1粗2扫3精铜铅混浮、1粗1扫2精铜铅分离、1粗1精3扫锌硫混浮、1粗2扫3精锌硫分离流程处理,获得了铜品位13.52%、含银3 398.44 g/t、铜回收率68.95%、银回收率29.25%的铜精矿,铅品位68.36%、含银3 053.78 g/t、铅回收率84.28%、银回收率46.39%的铅精矿,锌品位46.73%、含银241.13 g/t、锌回收率81.85%、银回收率11.90%的锌精矿,以及硫品位16.09%、硫回收率18.89%的硫精矿。     

玻利维亚劳拉力矿区高品位难选氧化铜矿活化浮选研究

玻利维亚劳拉力矿区某铜矿含Cu 3.98%,铜矿物主要为孔雀石,Cu氧化率达98.49%、结合率达20.10%,为高品位难选氧化铜矿。针对矿石的性质特点,提出了"硫化钠与硫酸铵协同活化、水玻璃与硫酸铵联合分散、异戊基黄药与羟肟酸强化捕收"的活化浮选方案,并考察了主要因素的影响。结果表明:活化浮选的最佳条件为水玻璃用量300 g/t、硫化钠用量800 g/t、硫酸铵用量800 g/t、异戊基黄药用量120 g/t、羟肟酸用量60 g/t;在最佳条件下,经过"一粗—一精—两扫"的活化浮选工艺,获得了良好的技术指标,精矿Cu品位达27.07%、回收率达86.38%。      

难处理混合铜矿选冶联合试验研究

以难处理混合铜矿为研究对象,该矿石铜氧化率和结合率分别为76.92%和39.16%,因为结合率较高,所以极难选别,单一的浮选法或者浸出法无法最大化地回收铜资源,采用浮选-浸出选冶联合法可以对铜资源高效回收。浮选作业采用一粗一扫一精的闭路试验流程,当磨矿细度为-74μm占80%,硫化钠用量为400g/t,丁基黄药用量为500g/t时,获得铜品位为29.37%,铜回收率为32.22%的铜精矿。浮选尾矿中剩余的游离氧化铜和难选的结合氧化铜采用加温浸出法进行回收,当浸出温度为70℃,液固比为2∶1,浓硫酸用量为60kg/t,浸出时间为4h时,铜浸出率为82.37%。采用浮选-浸出选冶联合法可使铜综合回收率达到88.05%,实现了难处理混合铜矿的高效回收,提高了资源利用率。     

混合黄药浮选铜录山氧化矿石的研究

铜录山矿区的含金（银）铜（铁）氧化矿属于氧化率高（≥９０％）含泥多的难选矿石，采用多种黄药组合而成的混合黄药ＣＥＳ进行浮选，捕收力强，浮游速度快，与选厂使用的异丁基黄药ＥＤ－４进行对比。精矿品一致（含Ｃｕ〉１８％，Ａｕ〉１０ｇ／ｔ，Ａｇ〉９０ｇ／ｔ），铜回收率提高６．７０％，金回收率提高９．３３％，银回收率提高５．６７％，相应回收率分别达８１．２８％（铜），８４．００％（金），６６．８３％（银）这