某复杂低品位铜钼硫多金属矿选矿工艺技术研究

某矿石中铜、钼、硫含量分别0.35%、0.011%、2.38%,属于低品位铜钼硫多金属矿。矿石中矿物种类多,嵌布关系复杂,铜、硫可浮性相近,有效回收利用该矿石较为困难。通过流程方案对比,采用选择性捕收剂BK322,通过钼铜等可浮—铜硫混合浮选工艺流程,闭路试验获得了含铜24.79%、含铜0.76%、铜回收率79.61%、钼回收率72.74%的铜钼混合精矿,含铜13.40%、铜回收率7.62%的铜精矿,以及含硫45.79%、硫回收率72.88%的硫精矿;混合精矿经铜钼分离,最终获得含钼46.12%、钼回收率65.12%的钼精矿;综合铜精矿铜品位23.36%、铜回收率87.20%。     

提高某低品位难选铜钼矿铜钼粗选回收率的试验研究

对某低品位铜钼矿回收铜钼进行了选矿试验研究,由于该矿中铜矿物氧化严重,采用铜钼混合浮选流程,粗选获得的铜回收率较低。为提高粗精矿中铜钼的回收率,采用高效选择性捕收剂DF与丁基黄药组合使用,所得粗精矿铜、钼品位分别达到4.03%和0.176%,回收率分别达到52.44%和84.33%,获得了较好的选别指标。     

团箕山复杂铜钼多金属矿选矿试验研究

对团箕山低品位难选铜钼矿石进行了可选性试验研究,介绍了铜钼混合浮选工艺和铜钼混合精矿分离浮选工艺的确定,以及经济合理的技术指标情况。     

西藏某铜钼矿选矿工艺研究

某铜钼矿床是我国典型的超大型斑岩铜钼矿床,主要为原生硫化矿石,含铜0.47%、钼0.026%、硫2.02%,矿石品位低、性质复杂、难选。通过多种选矿工艺流程探讨,确定采用钼铜等可浮选再分离—铜硫混合浮选分离工艺流程产出钼精矿、铜精矿及硫精矿,实验室获得的闭路试验指标为:总铜精矿品位22.85%、铜回收率87.17%,钼精矿品位48.85%、钼回收率68.96%,硫精矿品位40.75%、硫回收率61.07%。     

某铜钼矿提高钼回收率选矿试验研究

某铜钼矿是我国典型的超大型斑岩铜矿床,矿石主要有用矿物为斑铜矿、黄铜矿、辉钼矿以及少量的赤铜矿和铜蓝,目前现场回收铜钼采用的工艺主要为铜钼等可浮再分离-强化选铜流程,但钼回收率不高,只有50%左右。通过采用捕收能力强、选择性好的APⅡ作为铜钼等可浮捕收剂,单独使用硫化钠作为铜钼分离抑制剂,就能很好的实现铜钼分离,使钼的回收率提高20%。     

提高铜硫矿石铜选矿指标的有效途径

铜硫矿石中的矿物在碎磨过程中 ,解离特性和可浮性存在一定差异。充分利用这种差异特性 ,将高效选择性捕收剂与合理的工艺流程 (如快速浮选或部分优先浮选工艺等 )有机结合起来 ,可实现部分铜矿物的浮选早收 ,同时能改善铜硫分离效果 ,达到提高铜选矿指标的目的。这种药剂与合理工艺相组合的新型工艺已成功应用于德兴铜矿、冬瓜山铜矿和越南生权铜矿等铜矿山。实践证明这是提高铜浮选指标的有效途径之一。     

铜钼混选条件和铜钼等可浮选工艺的研究

月山铜矿铜钼混选工艺的铜回收率较高,铜精矿品位也两度获得冶金部颁发的银质奖,唯铜钼浮选分离作业因残余捕收剂的危害,致使硫化钠用量和钼精矿含铜较高;等可浮选工艺可避免残余药剂的不良影响,通过对比试验,硫化钠用量和钼精矿含铜均可以降低,铜钼选别指标尚有提高的潜力。     

蒙古额尔登纳特公司铜-钼矿石选矿新工艺

蒙古额尔登纳特选矿厂处理铜钼硫化矿石，为了提高铜和钼的浮选指标，提出了在铜钼混合浮选中用二氧化硫和石灰作黄铁矿的抑制剂，用黄药作捕收剂，混合浮选铜和钼，使混合精矿铜品位达到27％～28％。混合精矿分离后，泡沫产品为钼精矿，槽内产品为铜精矿。     

钼铋无捕收剂等可浮浮选的生产实践

采用无捕收剂钼铋等可浮流程取代全浮选流程,钼铋选别指标大幅度提高,药剂费用也有较大降低。钼精矿钼品位由43.43％提高到47.76％,钼回收率由58.87％增加至79.14％;铋精矿铋品位由15.18％提高到38.69％,铋回收率由40.57％增加到56.60％;吨矿药剂费用由11.65元降至9.3元。     

某大型铜钼矿铜钼可浮性研究

对某大型铜钼矿矿石进行了选矿试验研究,在浮选过程中充分考虑了当今矿山生产的可行性,采用常规浮选药剂制度,混合浮选铜钼金属,获得了较好的金属品位和回收率,铜、钼品位达到14.03%和0.823%,铜回收率为94.85%,钼回收率为84.38%。在试验过程中还组合了不同种捕收剂,亦取得了很好的试验结果。     

某复杂铜硫矿石选矿工艺试验研究

根据某复杂铜硫矿石的性质,在试验研究对比基础上,采用优先选铜工艺和具有高效选择性的药剂制度,获得了较好的技术指标。闭路试验结果为铜精矿品位20.67%、铜回收率80.10%,硫精矿品位42.89%、硫回收率79.38%。     

某铅锌矿选矿工艺试验研究

该铅锌矿为深度氧化矿石,其中铅的氧化率达38％,锌的氧化率达49％,众所周知,铅锌的氧化矿物较难回收利用,试验表明采用优先浮选铅再浮选锌的浮选工艺,流程合理,技术指标较高,闭路试验可获得含铅大于70％、锌小于3％的高质量硫化铅精矿,含锌大于53％、铅小于1％的硫化锌精矿,达到铅锌分离的目的。硫化铅浮选尾矿经浮选脱除氧化铅,以降低锌入选原料的含铅量,为降低锌精矿中铅的含量创造了条件;氧化锌采用重选回收,工艺可行。     

云南某铅锌矿选矿工艺试验研究

以云南某铅锌硫化矿为研究对象,在工艺矿物学研究基础上采用铅锌优先浮选流程,获得了铅品位为65.44%、回收率为81.74%的铅精矿和锌品位为55.42%、回收率为94.57%的锌精矿。这表明铅锌优先浮选流程适宜该矿石的选别。     

某银铜铅锌多金属矿选矿工艺试验研究

针对某富含砷、锑的难选银铜铅锌多金属矿石,应用高效选铜药剂BK905B和高效选铅药剂BK906,采用适合该矿石性质的顺序优先浮选工艺,产出了供湿法冶金处理的铜精矿和单独的铅精矿及锌精矿。全流程闭路试验结果为:铜回收率为93 09%,铅和锌的总回收率分别为89 46%和92 08%。铜精矿和铅精矿中的金、银总回收率分别为57 44%、92 88%。该方案工艺简单,操作方便。     

某高铁铜矿选矿试验研究

针对某高铁铜矿考察了原矿性质,并根据原矿性质特点进行选矿试验研究,分别进行了优先浮选和混合浮选两种方案的试验,优先浮选试验得到铜精矿品位为22.21%,回收率为95.47%。混合浮选中考察了浮选和磁选两种铜硫分离方法,得到铜精矿品位分别为23.56%和22.87%,回收率分别为97.62%和97.34%。对试验的各个方案进行了比较说明,确定了混合浮选—铜硫磁选分离的最佳试验方案。     

金狮岭铅锌矿选矿工艺的研究

金狮岭有色金属矿属富铅，富硫（Ｐｂ１３．３５％，Ｚｎ４．５８％，Ｓ２９．８３％）和铅锌呈相细不均匀嵌布状态存在的铅锌矿石，选矿工艺采用阶段磨矿－优先等可浮流程获得铅精矿品位为５８．８０％，回收率８１．１７％，锌精矿品位为４１．３９％，回收率５５．０８％的小型闭路试验结果。     

某细粒级低品位铜钼矿选矿工艺技术研究

某矿石中铜、钼含量较低,辉钼矿的嵌布粒度很细,且部分粗粒辉钼矿结晶较差,回收钼的难度较大。通过流程方案对比,采用选择性捕收剂BK322,通过铜钼混合浮选—粗精矿再磨的工艺流程,闭路试验获得了铜品位16.18%、钼品位11.98%、铜回收率82.39%、钼回收率72.43%的铜钼混合精矿,铜钼混合精矿经铜钼分离,最终获得含钼46.94%、钼回收率65.33%的钼精矿和含铜20.88%、铜回收率81.81%的铜精矿。     

某难选复杂铅锌矿石选矿工艺研究

该矿石中铅品位1.20%,锌品位7.54%,硫含量为20.96%,铅锌矿物之间以及它们与硫、脉石矿物之间共生关系密切,为难选铅锌矿。研究采用合理有效的选矿流程方案及药剂制度,使难选的铅锌矿物得到有效的回收,获得铅精矿品位61.53%、回收率69.67%,锌精矿品位52.24%、回收率89.84%的选矿指标。     

河北某低品位铁矿选矿工艺流程研究

河北某铁矿为含铁29.57%的低品位铁矿。为开发利用该矿产资源,进行了详细的选矿工艺研究。针对该铁矿主要是由磁铁矿和赤铁矿组成,并且与脉石矿物嵌布粒度较细的特点,最终采用弱磁-强磁-反浮选联合流程,获得含铁65.17%,回收率69.35%的铁精矿。     

铜铅锌铁矿选矿工艺流程研究

红岭铜、铅、锌、铁多金属矿,铜、铅品位低,铅仅为0.04%。为综合回收各种有用矿物,进行了选矿工艺流程试验。多方案工艺流程试验比较后推荐铜铅混合浮选再分离-混尾选锌-锌浮选尾矿弱磁选的工艺流程。该流程很好兼顾了各种目的矿物的回收,取得较好的工艺指标,铜精矿品位23.52%、回收率71.27%,铅精矿品位45.77%、回收率59.78%,锌精矿品位54.05%、回收率93.65%,铁精矿品位66.09%、回收率33.50%。