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.     

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％.     

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。     

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.     

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 .     

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.     

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%.     

某难选低品位铜矿的选矿工艺研究

在不同磨矿细度下,对云南某低品位铜矿原矿进行磨矿细度条件试验及流程对比试验,结果表明采用粗磨入选—粗精矿再磨流程,矿石入选细度70%-200目,可获得铜精矿铜品位22.00%、回收率83.72%的分选指标。     

高含碳锌窑渣中Cu和Ag的综合回收

云南某锌窑渣Cu含量1.47%,Ag含量312 g/t,同时,窑渣中碳含量高达23.12%,为综合回收其中的Cu、Ag等有价金属进行了选矿试验研究.对浮选条件试验进行了研究.确定了最佳浮选条件并在此基础上进行了浮选闭路试验,结果表明,采用单一浮选工艺处理该窑渣Cu、Ag很难富集,铜精矿品位较低,并最终确定了"脱碳浮选—铜浮选—铜精矿浸出"的联合工艺流程,得到最终铜精矿Cu品位为11.83%,铜精矿含Ag品位为2 616 g/t,Cu、Ag的综合回收率分别为72.03%和75.06%,达到了综合回收窑渣中Cu、Ag的目的.采用联合工艺流程处理该窑渣避免了单一浮选工艺的局限性,极大地提高了铜精矿的品位.     

某复杂铜矿选矿试验研究

针对某铜矿原矿含碳较高,碳质矿物在浮选过程中极易上浮,影响最终铜产品的品位的问题,通过大量的试验研究后,在传统的浮选工艺中采用"浮选时抑碳直接选铜"工艺可得铜精矿含铜品位为19.45％,铜回收率为85.79％等较好的闭路试验指标,为该类矿石的开发利用提供借鉴.     

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。     

某铜铅锌多金属硫化矿选矿试验研究

针对某铜铅锌多金属硫化矿原矿铜、铅品位较低,矿物共生关系复杂,易浮难分的特点,采用"铜铅混浮-浮锌"的简单工艺流程,铜铅混合粗选时使用亚硫酸钠+硫酸锌组合抑制剂、丁铵黑药+丁基黄药组合捕收剂,实验室小型闭路试验获得了铜铅混合精矿中铅品位21.67%,回收率75.68%,铜品位2.37%,回收率75.54%;锌精矿品位55.42%,回收率88.12%的选别指标,可有效实现铜铅锌的浮选回收。     

攀枝花钛精矿浮选新工艺研究

针对攀钢选钛厂现有流程复杂、钛铁矿回收率低等问题,提出了"弱磁除铁—浮选脱硫—钛浮选"的全粒级选别新工艺流程。该工艺流程简单,试验指标理想。小型试验获得了钛精矿(TiO2)品位47.4%,钛回收率45.8%的选矿指标。试验中发现:原矿中的钛磁铁矿、入选细度和矿浆的pH值等因素对浮选指标有较大的影响。     

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%.     

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。     

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.     

新型捕收剂常温反浮选铁矿石的试验

以司家营铁矿磁选精矿为研究对象,采用新型改性脂肪酸类捕收剂,在浮选温度为25℃下,通过条件试验确定最佳药剂用量(粗选氢氧化钠1 500 g/t,淀粉650 g/t,石灰550 g/t,捕收剂450 g/t;精选石灰200 g/t,捕收剂450 g/t),进行一粗一精开路浮选得到精矿品位66.56%,回收率为70.64%,并经过闭路流程获得精矿品位65.79%,回收率为83.01%,尾矿品位13.58%的选矿指标.试验表明,该新型捕收剂选择性强,常温下水溶性好,解决了常规加温浮选能耗大、成本高的问题.     

采用有机抑制剂进行无石灰铜硫分离及机理研究

研究了在低碱条件下淀粉、焦性没食子酸、水杨酸、单宁酸、乳酸等多种有机抑制齐j及它们之间的组合物对黄铜矿、黄铁矿可浮性的影响．选择焦性没食子酸＋单宁酸作为黄铁矿的高效抑制剂,进行铜硫人工混合矿的浮选分离试验和实际矿石的铜硫浮选分离试验,该工艺与传统的石灰工艺比较,铜精矿中的金的品位提高1．24g／t,回收率提高7．74％;银的品位提高4．56g／t,银的回收率提高6．18％;钼的品位提高0．145％,钼的回收率提高35．29％．最后对其作用机理进行分析．     

某氧化铅锌矿选矿试验研究

某铅锌矿矿石含有铅、锌有价组分和可综合利用的组分银。矿石矿物组成较为复杂,氧化率高,为氧化铅锌矿石。试验表明,采用优先浮选分选硫化铅、硫化锌、氧化铅矿物可获得较好的分选指标,但浮选法分选氧化锌矿物指标较差。通过分选工艺的研究,采用原矿粗磨(细度-200目占60%～70%),优先浮选—重选—磁选联合流程,可以获得较好的选矿指标。     

宜昌中低品位磷矿工艺流程试验研究

对宜昌丁东磷矿进行重介质选矿+正—反浮选试验与原矿直接进行正—反浮选试验研究,结果表明,分离密度为2.70时,只抛去17.35%的尾矿,量太少,仍需与正—反浮选联合使用,才能保证精矿品位P2O530%以上,回收率80%以上,MgO低于0.8%的磷精矿指标;而原矿直接进行正—反浮选流程(一粗一精一扫正浮选和一粗一扫反浮选),在不加温条件下,原矿P2O516.83%时,闭路试验可获得P2O531.49%,回收率83.75%,MgO 0.52%,选矿比为2.28的优良指标.可见,宜昌磷矿更适于采用直接正—反浮选流程,从而保证资源的经济、合理、有效利用.