某铜矿伴生金银综合回收试验

某铜矿石含铜０．４９％,硫１１．４６％,金、银分别为０．６４ ｇ／ｔ和１７．８９ ｇ／ｔ. 根据矿石中铜、金、银的赋存状态,采用浮选工艺流程综合回收铜、金和银. 结果表明:采用铜硫混合浮选流程,可获得含铜１８．９９％,回收率为８４．１０％的铜精矿,铜精矿中金银回收率分别为４８．１７％和３５．８４％;采用铜硫等可浮浮选流程,可获得含铜１９．４１％,回收率为８３．８５％的铜精矿,铜精矿中金银回收率分别为４４．９７％和３２．６５％. 铜硫混合浮选流程可对铜、金、银较好的综合回收,流程易于控制,生产便于管理.     

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。     

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.     

含硫低品位锡尾矿的综合利用

某低品位锡尾矿中锡和硫的品位分别为０．２７％和５．０７％,具有综合回收价值,锡和硫在－０．０２５ ｍｍ粒级的分布率分别为６１．６４％和７６．７４％,综合回收难度较大. 试验结果表明,摇床和磁选均没有显著地选别效果,浮选则可以较好地达到选别的目的;选别工艺上,可先使用浮选预先脱硫,脱硫后进一步选别锡;相对于摇床,浮选能更有效地回收锡;硫化矿的存在会显著影响锡的选别,较为彻底的脱硫可改善锡的浮选指标;使用三段浮选脱硫工艺,硫的脱除率可达９０％以上;脱硫的过程中会损失部分的锡,可通过对硫粗精矿再磨后,完成锡和硫的进一步分离;通过浮选闭路流程,最终可获得硫品位和回收率分别为４２．７１％和８９．８４％的硫精矿,以及锡品位和回收率分别为３．１６％和６０．３７％的锡精矿.     

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.     

某钨钼矿的选矿工艺试验研究

某钨矿为含钨矽卡岩型矿石,采用浮选方案,分选回收钼、钨．着重研究了731氧化石蜡皂白钨常温浮选工艺．并获得高质量的钼、钨精矿．钼精矿品位46．12％,回收率76．87％;白钨精矿含W0370．18％,回收率85．31％．     

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.     

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 .     

磁铁矿浮选柱阳离子反浮选试验研究

采用浮选柱阳离子反浮选技术对弓长岭磁铁矿进行了浮选分离研究．通过在实验室浮选柱系统上的试验,优化确定了如下工艺和操作参数：十二胺药剂用量100g／t,循环矿浆压力0．045MPa,矿浆浓度43％,浮选时间7～8min．结果表明,在优化的工艺和操作参数条件下,通过一粗二扫开路流程分选,可得到含铁70．95％的铁精矿,尾矿铁品位可降至20．88％．该技术的研究为我国高质量铁精矿的制备提供了一条新的技术途径．     

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。     

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.     

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。     

硫酸渣磁化焙烧—磁选提铁降硫

硫酸渣铁品位为55.08％,其中有害元素硫的含量为1.3％.为高效利用硫酸渣,必须提高铁含量、降低硫磷等有害元素.硫酸渣试样直接进行弱磁选,得到铁精矿品位60.54％,精矿回收率仅为54.46％,采用磁化焙烧-弱磁选的方法来进行选铁试验,通过对磁化焙烧时间、磁化焙烧温度、还原剂的质量配比等条件试验,确定了在焙烧时间40 min,焙烧温度750℃,还原剂10％的最佳焙烧条件.焙烧矿磨矿至-0.074 mm 97.02％,用弱磁选管进行磁选的最佳试验条件,在此焙烧条件下,进行一粗一精的磁选,获得了铁品位64.57％,精矿回收率86.99％,硫含量降低到0.13％.     

Separation of hematite from banded hematite jasper(BHJ) by magnetic coating

The separation of iron oxide from banded hematite jasper(BHJ) assaying 47.8% Fe, 25.6% Si O2 and 2.30%Al2O3 using selective magnetic coating was studied. Characterization studies of the low grade ore indicate that besides hematite and goethite,jasper, a microcrystalline form of quartzite, is the major impurity associated with this ore. Beneficiation by conventional magnetic separation technique could yield a magnetic concentrate containing 60.8% Fe with 51% Fe recovery. In order to enhance the recovery of the iron oxide minerals, fine magnetite, colloidal magnetite and oleate colloidal magnetite were used as the coating material. When subjected to magnetic separation, the coated ore produces an iron concentrate containing 60.2% Fe with an enhanced recovery of56%. The AFM studies indicate that the coagulation of hematite particles with the oleate colloidal magnetite facilitates the higher recovery of iron particles from the low grade BHJ iron ore under appropriate conditions.     

从会理锌矿铅锌矿石中分选铜的试验研究

为从会理锌矿含铜的铅锌硫化矿中分选铜,对会理锌矿含铜的铅锌硫化矿进行了系统的工艺矿物学研究和选矿工艺研究．工艺矿物学研究结果表明会理锌矿含铜的铅锌硫化矿中铜矿物以黄铜矿、银黝铜矿-砷黝铜矿、硫锑铜银矿、车轮矿等矿物形式存在,并以黄铜矿为主,其次为银黝铜矿-砷黝铜矿系列矿物．铜矿物嵌布特征复杂,与闪锌矿互相包裹及呈固溶体分离结构较为普遍．铜矿物嵌布粒级较均匀,多集中于＋0．08mm以上粒级中,铜矿物单体解离度相对较好．基于会理锌矿舍铜铅锌硫化矿的矿石特性,采用“铜铅混浮-铜铅分离-再浮锌”浮选工艺,在原矿含铜0．94％、铅0．92％、锌10．60％的情况下,可获得含铜17．76％、铅4．35％、锌12．87％,铜回收率62．89％的铜精矿,含铜2．99％、铅54．52％、锌10．48％,铅回收率50．34％的铅精矿,含铜0．75％、铅1．20％、锌55．86％,锌回收率88．56％的锌精矿,银在铜、铅、锌精矿中的回收率分别为50．93％、2．32％、29．51％,实现了从会理锌矿含铜铅锌硫化矿中分选铜的目标．     

中贫氧化矿高梯度磁选试验研究

对白云鄂博中贫氧化矿进行了高梯度磁选试验，着重研究了磁感应强度、矿浆流速对磁选指标的影响．采用粗选（B=0．6T）-精选（B=0．15T）工艺，在矿浆流速5．6cm／s、矿浆浓度20％的条件下，选出的铁精矿品位为60．0％。回收率达到79．5％．     

珊瑚硫化矿银浮选特性及其回收问题的研究

平桂珊瑚硫化矿含银127.08g (?),具有较高的回收价值.但矿石性质复杂,含砷高.本文通过大量试验,着重对珊瑚这一高砷富含银的多金属硫化矿中银的浮选特性及其回收问题作了研究.     

哈海岗铜多金属矿矿石组分及工艺性质

哈海岗铜多金属矿床Ⅱ号矿体的有用组分为铁、铜、铅、锌、钨,Ⅳ号和Ⅲ号矿体有用组分为铁、钨、钼。该矿床的主要金属矿物为磁黄铁矿、闪锌矿、方铅矿、磁铁矿、黄铜矿、黄铁矿、白钨矿、辉钼矿。矿石破碎后,〉0.25 mm粒级的有用元素产率最大（〉50%）,其次是〈0.075 mm粒级（〉19%）,其他粒级的有用元素产率较少,特别是0.096～0.075 mm粒级,有用元素产率仅为1%。在各个粒级中铁、铜、铅、锌、钼等元素的品位变化不大,仅钨在Ⅲ矿体中细粒级品位高于粗粒级品位近2倍。     

Improvement of copper–molybdenum ore beneficiation using a combined flotation and biohydrometallurgy method

The authors present the results of analysis of material composition and experimental investigations of acid and biohydrometallurgical leaching of middlings on grain size, pH level, leaching process duration, temperature and slurry density. The rational parameters of flotation and acid-bacterial leaching of middlings providing an efficient release of valuable components from mineral complexes and recovery to flotation concentrate and leaching solution have been determined. A combined flowsheet and a beneficiation process for bulk flotation middlings of copper–molybdenum ore have been suggested, which include middlings grinding, sulfide minerals flotation, bacterial leaching of sulfide flotation tailings, liquid-phase extraction of dissolved copper and electrolysis of re-extraction eluates. The suggested combined method of cleaning of middlings of copper–molybdenum ores beneficiation provides the total copper recovery increase by 0.8% with a reduction of the cost price of saleable material by 0.5%.