贵州某地混合铜矿选矿试验研究

对贵州某地混合铜矿石进行了选矿试验研究。原矿入选品位Cu 1.27%、Ag 3.80 g/t,含As 4.46 g/t,铜氧化率为23.87%,属混合铜矿。根据矿石性质,分别拟定并开展了"氧硫混选""氧硫分选"和"浮选—尾矿酸浸"3种选铜工艺的探索对比试验,试验结果表明,"浮选—尾矿酸浸"是适宜的选铜流程。试验表明:1)在较佳的分选条件下,原矿经"浮选—尾矿酸浸"联合流程选别后,可获得铜精矿产率4.41%、Cu品味20.52%、回收率73.05%;浸液铜品位880.00 mg/L、浸出率14.16%,铜总回收率87.21%的技术经济指标。铜得到了回收利用。     

氧化铜矿浮选工艺

为有效回收氧化铜矿石中的铜矿物,采用硫化-黄药浮选工艺对某氧化铜矿石进行浮选试验研究.考察了磨矿细度、药剂制度等工艺条件,并进行闭路试验.结果表明采用复合调整剂,复合捕收剂,经两次粗选、两次精选、三次扫选,磨矿细度为-0.074 mm 65%的工艺流程,闭路试验获得的铜精矿Cu品位为20.72%,Cu回收率为94.67%;Au、Ag的回收率分别为81.05%、46.67%.     

云南某地混合铜矿选矿试验研究

对云南某地混合铜矿石进行了选矿试验研究。试验表明,原矿经一粗二精二扫的闭路浮选工艺流程,可获得铜精矿品位20.96%、铜回收率86.97%,银品位406.09 g/t、银回收率63.62%的良好指标,目的元素得到了回收利用。     

鲕状赤铁矿磁化焙烧—磁选—反浮选降磷试验

鄂西宁乡式鲕状赤铁矿嵌布粒度极细,SiO2、Al2O3、P等杂质含量高,用其生产的铁精矿很难达到冶炼要求.针对铁品位为43.76%,磷含量为0.84%的鄂西鲕状赤铁矿进行提铁降磷试验研究,通过对磁化焙烧温度、磁化焙烧时间、还原煤的配比等影响因素的条件试验,确定在焙烧时间60 min,焙烧温度750℃,还原煤11%(质量比)的最佳焙烧条件.焙烧产品磨矿至-0.038 mm占80.54%、用永磁选机进行弱磁选,获得了铁品位54.10%、铁回收率93.19%、磷含量0.80%的粗铁精矿.进行反浮选药剂制度试验,得到了铁品位58.95%、铁综合回收率80%、磷含量0.50%的铁精矿,其最佳浮选药剂制度为NaOH 750 g/t,淀粉800 g/t,石灰500 g/t,RA-715 750 g/t,G310 107.73 g/t,浮选温度30℃.在此浮选制度下,进行一粗一精试验,精选石灰和捕收剂用量减半,可得铁品位59.87%,磷含量降至0.28%,综合回收率71.08%,综合试验结果表明,本文探索的工艺流程具有很大的可行性,能够为鲕状赤铁矿的选矿利用提供参考.     

云南某低品位高结合率氧化铜矿选冶联合试验研究

云南某难选铜矿石属低品位高结合率氧化铜矿,采用选冶联合工艺实现了对该铜矿的高效回收.浮选试验研究表明,磨矿细度为-0.074 mm占80%,调整剂水玻璃用量800 g/t,组合捕收剂丁黄药+异戊黄(1∶1)用量240 g/t,铜回收指标最佳,经二粗二精闭路试验获得的铜精矿中铜品位9.17%,回收率17.76%.浮选尾矿经磁选除铁,磁选尾矿采用硫酸浸出,当磨矿细度为-0.045 mm占54%,硫酸用量60 kg/t,液固比3∶1,转速250 r/min,浸出温度45℃,浸出时间2h时,铜浸出率为81.88%,铜的综合回收率达86.55%.     

从难选金矿中回收金、铜

为了从多金属复杂难选金矿中综合回收金、铜等有价元素,采用氧化强化浮选工艺,在原矿w(Cu)=1.09%、w(Au)=3.92g/t的情况下,充气氧化时间为10min时,可较好地实现铜硫分离,可获得铜品位15.11%、回收率77.48%～77.72%,含金36.35～38.42 g/t、回收率59.00%～62.35%的合格铜精矿.     

某铜铁矿选矿工艺研究

主要针对某铜铁矿矿石性质,研究其选矿工艺流程,最终确定选铜回路采用浮选工艺流程,浮选药剂为石灰和丁基黄药;选铁回路采用磁选工艺流程方案。最终铜精矿品位为20.53%、回收率94.50%,铁精矿品位58.54%、回收率72.30%,获得了较好的试验指标。     

西藏甲玛高氧化率铜铅锌矿混合浮选试验研究

针对西藏甲玛矿区高泥铜铅锌矿石性质复杂、氧化率高、现场浮选回收率低的特点,采用硫化钠作为硫化剂及矿泥调整剂,XP4作为组合捕收剂,丁铵黑药作为辅助捕收剂,开展了条件优化试验、开路流程试验和闭路试验研究.通过一粗三精两扫、中矿顺序返回的浮选闭路流程,在原矿含Cu 0.53%,含Pb 1.29%,含Zn 0.54%,Au和Ag含量分别为0.28 g/t、23.6 g/t的条件下,获得的浮选混合精矿的技术指标为:Cu品位为7.72%,回收率为70.15%;Pb品位为22.17%,回收率为90.98%;Zn品位为4.81%,回收率为42.19%;Au品位为1.8 g/t,回收率为47.41%;Ag品位为340.4 g/t,回收率为77.32%.与现场生产指标对比,铜的回收率提高了17个百分点,铅的回收率提高了39个百分点.     

国内某铜钴矿选矿试验研究

国内某铜钴矿,原矿中的主要金属矿物有黄铜矿、闪锌矿、含钴黄铁矿、菱铁矿等;脉石矿物主要是石英、铁白云石及白云母等。原矿含Cu 0.08%、Co 0.28%、S 17.79%、Fe 19.79%、As 0.43%。矿石中主要回收的有价金属为Cu、Co、S。综合考虑矿石性质,确定采用优先浮选铜—再浮选钴工艺流程试验,获得铜精矿含Cu 20.15%,Cu的回收率为49.12%:钴精矿含Co 0.81%,Co的回收率为91.41%的工艺指标。     

提高因民公司铜精矿中金品位试验研究

不改变因民公司选厂现有浮选工艺流程,并在保持现有铜选矿技术指标(铜回收率84.50%,铜精矿品位24%)不变的基础上,通过试验研究,将铜精矿中的金品位由现在的0.80 g/t提高到1.00 g/t(计价品位)以上,提高企业收入,同时提高资源综合利用率,实现矿山的持续健康发展。     

从难选金矿中回收金,铜

为了从多金属复杂难选金矿中综合回收金、铜等有价元素 ,采用氧化强化浮选工艺 ,在原矿 w(Cu) =1 .0 9%、w(Au) =3 .92 g/ t的情况下 ,充气氧化时间为 1 0 min时 ,可较好地实现铜硫分离 ,可获得铜品位1 5 .1 1 %、回收率 77.48%～ 77.72 % ,含金 3 6.3 5～ 3 8.42 g/ t、回收率 5 9.0 0 %～ 62 .3 5 %的合格铜精矿 .     

难选高硫铜金锌多金属矿强化回收铜金试验研究

查明了国外某铜金锌矿的矿物组成、嵌布粒度、赋存状态及单体解离度等工艺矿物学特性,开展“粗磨快速浮铜金—铜金锌混浮—细磨铜金锌分离”新工艺研究.结果表明：原矿中铜、金、锌品位分别为2.13%,1.52 g/t, 2.90%;黄铁矿矿物量高达47%,黄铜矿、闪锌矿与黄铁矿之间紧密连生,连生界面复杂,难以有效解离;金矿物嵌布粒度粗细不均,部分粒度小于5μm,部分粗粒金矿物表面被氧化铁覆膜,可浮性降低,容易损失至尾矿中.细磨是实现铜金锌有效分离的关键.采用新型的浮选捕收剂,实现了铜金矿物的强化回收,最终获得Cu品位为21.07%、回收率为84.47%,Au品位为6.79 g/t、回收率为38.16%的总铜精矿;Zn品位为50.79%、回收率为62.87%的锌精矿.     

由龙头汪金矿硫精砂中综合回收金银铜的研究

研究探讨了从硫精矿中综合回收金银铜的途径．确定了最易实现工业化的浮选流程。在原硫精矿害Cu、Au、Ag、S分别为0．67%、5．01g／t、17．23g／t、35．17%的情况下，经氧化浮选后，可获得铜金精矿；βCu=15．59％．βAu=112g／t．βAg=210g／t，εCu=77．74%，εAu=40.72%，浮选尾矿中βs=35．42%，εs=97．31%，可作为硫精矿出售。     

贵州某黄金矿山浸渣除砷研究

对贵州某金矿的氰化浸金浸渣进行了综合利用研究,通过浮选的方法,不仅获得最终浮选金精矿品位43.40 g/t,金回收率90%的选别指标.而且,也使浮选尾矿废水中砷的含量降低至<0.01 mg/L.达到了满意的试验效果.     

响应曲面法优化某低品位细粒锡石浮选

根据云南文山某多金属矿选锌尾矿的MLA工艺矿物学分析,初步确立了采用浮选回收其中锡石的工艺.为进一步明确浮选药剂制度,分别进行了捕收剂用量单因素试验及调整剂用量响应曲面优化试验.单因素试验结果表明,对于该选锌尾矿,捕收剂JSY-19的最佳用量为1 200g/t,辅助捕收剂P86最佳用量为70 g/t.响应曲面优化试验结果表明,各调整剂的最佳用量分别为Na2CO3157. 75 g/t、CMC 40. 84 g/t、KT-51 362. 76 g/t,在该条件下,锡精矿品位和回收率分别可达3. 31%和72. 18%,实际浮选结果与软件优化拟合结果基本一致.采用上述试验确立的药剂用量进行浮选闭路实验,最终获得的锡精矿品位为6. 04%,回收率为85. 21%.     

从稀土尾矿中回收稀土的试验研究

以水杨羟肟酸作为捕收剂,从包钢稀土浮选尾矿中回收稀土.通过单一流程的正交试验确定了浮选稀土的最佳试验条件;通过一次粗选、两次精选及一次扫选的全流程试验研究,最终获得品位为53.24%,回收率为25.31%的稀土精矿.     

难处理高结合率氧化铜矿选冶联合工艺研究

采用选冶联合工艺对含铜1.53％、氧化率47.06％、结合率21.57％的高结合率氧化铜矿进行回收.原矿的砂光片分析结果表明,矿石中大部分铜矿物嵌布粒度极细,多呈星点状和不均匀浸染状分布,与硅、钙、镁、铝等脉石共生严重,导致浮游性较差.针对该矿石的特点,研究了工艺参数及流程结构对指标的影响,确定了“三次粗选—粗精矿再磨—三次精选”的硫化浮选工艺流程,获得了含铜品位为23.43％、回收率为53.72％的铜精矿.对尾矿的形貌及矿物组成表征发现：铜矿物呈细粒浸染状或被硅酸盐矿物包裹,导致这部分铜损失在尾矿中.在最佳的酸浸工艺条件下,对浮选尾矿进行酸浸试验,获得了相对原矿的浸出率为33.21％的试验指标;铜综合回收率为86.93％.     

铅锌矿石中有价金属的综合回收

根据矿石性质,对铜铅品位极低的铜铅锌矿石中的有价金属进行了综合回收试验.结果表明:用部分混合-分离浮选工艺流程,能有效回收锌金属,同时综合回收铜、铅、银、硫铁等金属.在铜铅分离和选锌作业中采用了新型磺化腐植酸类抑制剂Fs,提高了铜精矿和锌精矿的质量.试验证明Fs是一种高效的铅硫砷抑制剂.     

低品位硅钙质胶磷矿扩大连选的试验研究

为了验证某难选低品位硅钙质胶磷矿选矿工艺获得合格品位磷精矿的可靠性,依据小型试验确定的“阶段磨矿-多段反浮选-磁选”联合流程的工艺参数,配置了扩大试验设备,开展了1.0 t/d的选矿扩大试验研究,连续运行72 h的累计选矿指标为:磷精矿P2O5品位33.80%,回收率80.02%,倍半氧化物含量为2.49%。扩大试验所用药剂种类少,药剂选择性较好;工艺流程简单、操作稳定,对低品位硅钙质磷矿适应性较强。     

云南某铅锌尾矿选铁试验研究

云南某铅锌矿山每年会产生10万t浮选尾矿,该浮选尾矿含铁8.72%,含硫0.94%,含磷0.14%,其他杂质含量不高,如果直接对尾矿进行堆储,会使矿山成本压力增大、资源浪费。对此,采用弱磁选—强磁选—浮选脱硫的联合工艺流程来获得粗精矿,其中浮选采用一粗一扫的流程,硫铁矿的活化剂为H2SO4和MHH-1混合而成。通过弱磁—强磁—浮选的联合工艺流程,可获得产率为10.64%的铁精矿,其中Fe品位为58.03%,S含量为0.20%,P含量为0.09%,综合回收率为70.81%。