某氧化铜矿选矿试验研究

某氧化铜矿氧化率高、铜矿物种类多、可浮性差异大、粘土矿物含量高,回收难度大。根据矿石性质特点采用先硫后氧浮选工艺,优先浮选硫化铜,尾矿采用异步浮选先回收易浮氧化铜,后浮难浮氧化铜,最大限度地提高氧化铜的回收率。原矿在65%-74μm的细度条件下,硫化铜浮选采用碳酸钠作为调整剂,200#作为捕收剂,通过一粗三精一扫获得硫化铜精矿含铜25.34%,铜的回收率31.16%;氧化铜浮选采用硫化钠作为硫化剂,硫酸铵作为催化剂,丁黄药和水杨羟肟酸的组合捕收剂,通过两粗三精一扫获得氧化铜精矿含铜35.06%,铜的回收率54.25%;铜总回收率达到85.41%。     

刚果金某难选氧化铜矿高效回收选矿工艺技术研究

某难选氧化铜矿具有铜矿物种类多、铜赋存状态复杂的特点,利用铜矿物之间可浮性的差异,采用一种"早收快收,分布浮选"的思路,即先浮选易选氧化铜矿,再浮选难选氧化铜矿,为最大限度的回收铜矿物,浮选尾矿再经过磁选作业。在工艺条件优化试验的基础上,开展浮-磁联合选矿试验,可以获得浮选氧化铜精矿含铜22.98%,铜回收率76.89%,磁选精矿含铜3.45%,回收率3.2%,综合铜精矿回收率为80.09%。     

云南某铜矿浮选工艺研究

云南某铜矿含铜0.86%,矿石中铜的氧化率78.89%,且矿石中难选赤铜矿的含量高。根据矿石特点,试验采用简单的硫化铜、氧化铜混合浮选工艺,以硫化钠及乙二胺磷酸盐为活化剂,得到铜品位为24.03%,回收率为56.37%的铜精矿。     

玻利维亚碳酸盐型混合铜矿石选冶联合方法分离铜硫

玻利维亚碳酸盐型混合铜矿石原矿含Cu品位为6.52%、S含量为16.33%、CO2含量为6.26%,铜以黄铜矿为主,其次为结合氧化铜。首先,采用浮选回收黄铜矿和黄铁矿,分别得到硫化铜精矿和硫精矿;采用氯化离析—浮选工艺进一步回收浮选尾矿中的结合氧化铜部分。氯化离析条件影响试验结果得出:氯化钙用量为5%、焦炭用量为7%、离析温度为850℃、离析时间为90 min的氯化离析综合条件比较合理,并得到了铜品位为19.68%,铜作业回收率为90.07%的氯化离析铜精矿作业分选指标。最后,进行浮选—氯化离析—浮选全工艺流程试验,得到了铜品位为23.51%,铜回收率为94.39%的铜精矿;硫品位为48.26%,硫回收率为56.98%的硫精矿,实现了玻利维亚碳酸盐型混合铜矿石中铜、硫的有效分离和综合回收。     

某高泥硫氧混合型铜矿选矿试验研究

阐述了氧化铜矿选矿工艺及药剂制度,针对某硫氧混合型铜矿泥含量大、氧化率高、共生关系复杂的特点,进行了不同方案对比试验,最终确定采用硫氧异步浮选工艺,获得的浮选指标为：硫化铜精矿含Cu20．18％,氧化铜精矿含Cu19．65％,硫化铜精矿与氧化铜精矿合计含Cu19．94％,合计总回收率为72．23％。     

四川某高硫难选低品位铜矿选矿试验研究

四川某高硫难选低品位铜矿含铜0.60%,含硫15.24%,原矿性质表明该矿石中主要金属矿物为黄铁矿、斑铜矿和黄铜矿;主要脉石矿物为石英和方解石。根据其矿石性质针对性地进行了选矿试验研究,通过优先浮选流程,先浮铜再浮硫,在磨矿细度为-0.074 mm占80%条件下,最终得到了铜精矿铜品位为25.53%,回收率为88.42%;硫精矿硫品位为44.56%,回收率为66.81%的浮选指标。     

刚果(金)某氧化铜矿石浮选试验研究

刚果(金)某氧化铜矿石铜品位为3.61%,主要以自由氧化铜形式存在,矿石易泥化。根据矿石性质及探索试验结果,确定采用先直接浮选再硫化浮选工艺流程选别铜,并考察了分散剂、捕收剂、活化剂等条件对铜浮选指标的影响。结果表明:在确定的最优试验条件下,闭路试验获得了铜品位27.12%、铜回收率83.25%的铜精矿,浮选指标较好。     

高效氧化铜捕收剂T-711在江西某氧化铜矿石浮选中的试验研究

江西某氧化铜矿含铜量2.87%,其中氧化铜占其铜含量的93.88%,氧化程度高,嵌布粒度细,属复杂难选氧化铜矿。根据矿石性质,采用氧化铜特效捕收剂T-711与异戊基黄药组合作捕收剂硫化浮选,两次粗选、两次扫选、一次精选的闭路流程,最终得品位22.79%,回收率88.46%的铜精矿,使该高氧化率铜矿得到了较好的回收。     

浮选-重选联合工艺回收铜硫的试验研究和生产应用实践

通过小型试验、工业试验和生产应用,证明采用浮选-重选联合工艺从斑岩型铜矿中回收铜硫是可行的。生产中大幅度提髙了铜精矿品位和回收率,可获得铜精矿含Cu24.15%、铜回收率为80.10%, 并回收了硫产品,硫精矿产率4.17%、含S36.22%, 取得了一定的社会效益和经济效益。      

新疆某氧化铜矿的浮选工艺研究

新疆某铜矿石中铜的含量为2.11%,其中硫化铜占36.49%,氧化铜占63.51%,属于氧化铜矿石。矿石中可供综合回收的是Ag,Ag可随铜精矿产品一起回收。在氧化铜浮选试验部分,采用活化剂HN-7,有效地增加了氧化铜矿石的可浮性,提高了氧化铜的回收率。氧化铜浮选闭路试验指标为:氧化铜精矿中铜品位为26.87%,铜作业回收率为77.34%,含Ag 334.06 g/t,Ag作业回收率为64.57%。     

西藏某难选铜铅多金属矿石铜铅浮选分离试验研究

西藏某难选铜铅多金属矿石中多种金属矿物密切共生,硫化物之间嵌连关系较为复杂,且含有大量的次生硫化铜及氧化铜矿物,铜铅分选极为困难。针对该矿石特点,进行了铜铅混合浮选—混合精矿分离、优先浮钼、优先浮铜—再浮铅等多种工艺流程探索试验。结果表明:优先浮铜—再浮铅工艺流程可获得较好指标,闭路试验获得铜品位25.01%、铜回收率81.92%、含铅6.71%的铜精矿,铅品位45.89%、铅回收率70.09%、含铜1.69%的铅精矿,实现了矿石中铜铅的有效分离。     

某斑岩型铜钼矿等可浮浮选分离研究

对某斑岩型铜钼矿进行了选矿试验研究。采用钼铜等可浮浮选再分离-强化选铜工艺流程,采用CSU31作等可浮浮选捕收剂,在原矿含铜0．49％、含钼0．0115％的条件下,获得了含铜26．71％、总铜回收率86．11％的铜精矿及含钼48．03％、钼回收率83．53％的钼精矿,实现了铜、钼矿物与脉石的有效分离,获得了良好的技术指标。     

甘肃某难选金铜氧化矿浮选试验研究

甘肃某难选金铜氧化矿金含量为4.83 g/t,铜含量为1.18%,铜氧化率高达95.87%。铜矿物以难选的硅孔雀石为主,且与脉石矿物关系密切,金与铜矿物呈伴生关系。对原矿工艺矿物学进行了系统的研究,分析了尾矿中铜、金损失的原因。在磨矿细度为-74 μm占80%,Na₂S作硫化剂,CuSO₄作活化剂,丁基黄药、羟肟酸和25号黑药作捕收剂的条件下,采用一次粗选,四次扫选,粗精矿再磨后三次精选硫化浮选工艺流程,可获得金品位为86.65 g/t、金回收率为89.11%,铜品位为16.93%、铜回收率为71.92%,银品位为216.24 g/t、银回收率为87.26%的金铜精矿。金铜精矿可采用热压预氧化—无氰化工艺流程回收金铜,该选冶流程可为金铜氧化矿的开发利用提供借鉴。     

香格里拉铜硫矿选矿工艺研究

针对香格里拉铜硫矿的矿石性质,进行了先铜后硫的优先浮选工艺流程和铜硫混选一分离工艺流程及这两种工艺的粗精矿再磨试验研究,通过对三种工艺流程浮选指标的对比,最终确定了原矿磨矿（80％．74μm）人选的优先浮选工艺流程,在其小型闭路试验中可以获得铜品位19．80％,铜回收率83．06％的铜精矿;硫品位40．35％、硫回收率66．32％的硫精矿。有价元素铜、硫得到了有效回收。     

西藏某氧化铜矿选矿试验研究

针对西藏某地的低品位氧化铜矿进行了选矿工艺研究,通过对影响浮选指标的各因素进行优化,确定了最佳浮选工艺流程,最终获得的铜精矿中铜的品位达到24.87％,回收率达到61.30％,并且铜精矿中伴生银的品位为3 900 g/t,回收率达到77.90％.结果表明,有价金属元素铜和银都得到了有效回收.     

某难选铜锌硫化矿铜回收选矿试验研究

某难选铜锌硫化矿含铜 0.36%,含锌 4.88%,含硫 24.16%,针对该矿石铜品位低而硫含量高,黄铜矿粒度细而不易解离的特点,通过一次粗选、一次扫选、铜粗精矿再磨、三次精选工艺流程,采用选择性强的捕收剂和抑制剂,获得了较好的浮选指标,铜精矿含铜 20.74%,含锌 7.98%,铜回收率 74.16%,实现铜矿物有效回收。     

某难选铜锌硫化矿铜回收选矿试验研究

某难选铜锌硫化矿含铜0.36%,含锌4.88%,含硫24.16%,针对该矿石铜品位低而硫含量高,黄铜矿粒度细而不易解离的特点,通过一次粗选、一次扫选、铜粗精矿再磨、三次精选工艺流程,采用选择性强的捕收剂和抑制剂,获得了较好的浮选指标,铜精矿含铜20.74%,含锌7.98%,铜回收率74.16%,实现铜矿物有效回收。     

白沙子岭锡石硫化矿选矿工艺试验研究

通过对试样的工艺矿物学研究,着重进行了先浮选脱硫、重选丢尾和摇床尾矿脱泥浮选的选矿工艺试验研究,获得较好选矿指标(原矿含锡0.41%)。摇床锡精矿:锡品位63.65%,回收率65.52%;浮选锡精矿:锡品位8.32%,回收率5.10%,锡总回收率为70.62%。试验中综合回收的铜精矿铜品位18.62%,回收率69.47%,提供了最佳选矿工艺流程,为选矿厂设计提供了科学依据。