某难选铜硫矿选矿新工艺研究

针对某难选铜硫矿性质,进行优先浮铜,铜粗精矿再磨,铜尾矿选硫的选别工艺,以乙黄药+JQ-1为高效组合捕收剂,新型抑制剂KT-2为铜硫分离抑制剂,采用优先选铜-粗铜精矿再磨-选铜尾矿选硫的选矿工艺流程,进行铜硫浮选试验,最终获得铜品位为22.45%、回收率为86.09%的铜精矿和硫含量为30.35%、回收率为66.29%的硫精矿,实现了铜硫的分离及铜硫的综合回收。     

某选铁尾矿低碱度铜硫分离试验研究

针对某选铁尾矿矿石性质,进行铜硫混合浮选,混合精矿再磨后铜硫分离的选别工艺,以乙黄药+丁胺黑药为组合捕收剂,新型抑制剂DT-4与石灰为铜硫分离抑制剂,进行铜硫浮选试验,最终获得铜品位26.68%,回收率80.39%铜精矿;硫品位47.68%,回收率74.82% 硫精矿,实现了铜硫的分离及铜硫的综合回收。     

某铜锌多金属硫化矿石选矿工艺试验研究

某铜锌多金属硫化矿石含铜0.38%、锌1.69%、硫12.48%,铜、锌、硫为主要有价回收元素。为实现铜、锌、硫的有效分离回收,开展了选矿工艺流程及药剂制度试验研究。结果表明：采用铜锌硫顺序优先浮选工艺,即优先选铜、再选锌、最后选硫工艺,在Z-200作为选铜捕收剂,硫酸锌和亚硫酸钠组合作为锌抑制剂,石灰作为硫抑制剂,乙基黄药和丁基黄药作为选锌捕收剂的条件下,闭路试验获得了铜精矿铜品位21.95%、铜回收率80.52%,锌精矿锌品位45.29%、锌回收率83.22%,硫精矿硫品位49.79%、硫回收率85.02%的试验指标。     

某复杂铜硫矿石优先浮选工艺试验研究

对某铜硫硫化矿石进行详细的工艺矿物学研究,针对该矿石特点,采用“优先选铜—活化选硫”原则流程,试验对比了以丁基黄药和酯-105为铜捕收剂的选别效果,结果表明:与前者相比,以酯-105作铜捕收剂,可减少选铜阶段的石灰用量,且在选硫阶段可用新型活化剂代替硫酸,从而实现低碱优先选铜,新型活化剂活化选硫,实验室闭路试验结果表明,该工艺可获得铜品位为18.93 %,铜回收率为94.31 %的铜精矿;硫品位为33.46 %,硫回收率为55.39 %的硫精矿.      

高硫难选低品位铜铅锌矿铜铅硫分离浮选新工艺研究

某复杂铜铅锌矿矿石特点是含硫高,铜铅锌矿物与硫分离以及铜与铅锌分离难度大,非常复杂难选。试验采用磁选-浮选联合工艺流程,磁选脱除磁黄铁矿,消除其对后续浮选的影响,磁选尾矿采用优先浮选工艺回收铜。优先浮铜采用BP+乙黄药作为捕收剂,LD-1+亚硫酸钠抑制铅,优先浮铜粗精矿铜硫分离,铜硫分离采用腐植酸钠+石灰抑制黄铁矿,提高铜精矿品位。原矿含铜0.36%,含铅0.56%,含硫25.54%,试验获得铜精矿含铜23.61%,含铅0.85%,铜回收率达到74.16%。实现了铜铅硫高效分离,试验指标优良。该浮选新工艺为复杂铜铅锌矿的高效利用提供了有效的新途径。     

选铜新型捕收剂DF761与EP对铜硫分离试验研究

永平铜矿选矿厂采用一段磨矿、铜优先全开路浮选工艺流程,经粗精矿再磨,然后采用三段精选一段精扫选的选铜工艺,目前铜捕收剂为EP,具有较强的选择性。在现有的磨矿、浮选工艺条件下,为进一步提高选铜回收率,对DF761和EP两种选铜捕收剂进行对比试验研究。从实验室试验结果表明,在同等条件下DF761对铜矿物的捕收能力要优于EP,闭路试验中铜回收率可提高1.17%,硫回收率低0.67%,为选铜新型捕收剂DF761实施工业试验提供了基础。     

异丁基黄药在滥泥坪矿选厂的生产实践

介绍了滥泥坪选矿厂用异丁基黄药取代丁黄药的小型试验、工业性试验情况。工业试验和生产表明,异丁基黄药作选铜捕收剂,铜精矿品位和回收率分别提高0.39％和0.31％,经济效益显著。     

新型捕收剂B_6选矿性能研究

为解决铜锌多金属硫化矿分离中存在的问题，提高选别指标，开展了铜锌硫化矿分离捕收剂的研究，研制了新型捕收剂抗。对几种不同类型的难铜锌多金属硫化矿的选矿试验表明，新型捕收剂已具有良好的选择性和适应性，尤其对次生用含量较高的难选铜铸硫化矿具有较好的分高效果，与现场药制相比，铜回收率相当，铜精矿品位提高2％～3．56％，锌回收率提高10％左右。新型捕收剂B_6选矿性能研究     

内蒙莲花山铜矿铜精矿降砷试验研究与实践

本文叙述了内蒙莲花山铜矿铜精矿降胂小型试验与工业试验概况。试验以石灰和硫代硫酸钠为毒砂制剂，甲基硫氨酯和苯胺黑药为选铜捕收剂，并采用粗精再磨，增加精选次数等措施，解决了该矿铜精矿含砷高的难题。     

氰化尾矿综合回收铜铅的试验研究

本文采用优先浮选铅、再活化浮选铜的工艺流程,对山东某黄金氰化厂氰化尾矿进行了实验室研究,试验表明:铅浮选采用一粗两扫三精的选别流程,选用水玻璃分散矿泥,硫酸锌抑制闪锌矿.异戊基黄药与乙硫氮作捕收剂,可取得铅回收率、品位分别为76.51%、43.28%的合格铅精矿;铜浮选采用一粗两扫两精的选别流程,选用脱药剂A、活化剂硫酸铜和B,捕收剂丁基铵黑药和Z-200号,可获得铜回收率、品位分别为62.03%、18.02%的合格铜精矿。     

某氰化尾渣综合回收铜铅选矿试验研究

采用混合浮选工艺对氰化尾渣中铜、铅进行了综合回收。试验结果表明:采用石灰作为调整剂、硫酸铜作为活化剂、丁基黄药+丁铵黑药作为捕收剂,在一次粗选、两次扫选、四次精选混合浮选闭路工艺流程下,可获得铜、铅、金、银品位分别为18.50%、9.67%、19.41 g/t和850.22 g/t,回收率分别为85.02%、58.38%、33.67%和69.19%的铜铅混合精矿。铜铅混合精矿采用浮铅抑铜工艺可获得铅品位为68.40%的铅精矿和铜品位为20.38%的铜精矿,试验指标较为理想,实现了二次资源的综合利用。     

浮选法回收合成炉渣中铜的研究

本文对在三种不同冷却方式下的某公司铜冶炼合成炉渣进行了矿物分析、磨矿及浮选实验提取铜金属的研究,结果表明炉渣的冷却方式对其可磨度和浮选指标都有影响,采用一段磨矿、浮选流程取得了较好的浮选指标,磨矿细度为-0.043 mm占80%,浮选浓度为40%,采用丁基黄药为捕收剂、2#油为起泡剂,在适宜用量下,采用渣包缓冷的原渣铜品位为0.81%时,可获得精矿品位19.27%,精矿回收率76.82%的试验指标。     

低品位多金属铜钴镍矿的开发与研究

为了给某低品位铜钴镍矿石的合理开发利用提供依据,针对该矿石性质,采用全优先浮选工艺流程。浮铜采用CMC纤维素分散并抑制矿泥、漂白粉抑制钴镍矿物及磁黄铁矿、选择性较好的甲基硫氨酯为铜捕收剂、铜粗精矿再磨等工艺;浮钴镍采用碳酸钠调整矿浆p H值、氟硅酸钠活化钴镍矿物、丁基黄药＋C－125为钴镍矿物捕收剂等工艺实验;实验获得含铜18．32％,铜回收率64．27％的铜精矿;含钴0．577％,含镍1．68％,钴回收率54.35％,镍回收率55．28％的钴精矿。此外,还得到含硫38．68％,硫回收率69．90％的硫精矿。     

铜冶炼转炉渣选金试验研究

铜冶炼过程中产生大量的冶炼炉渣,直接堆放不仅造成资源浪费,还会污染环境。针对山东恒邦冶炼股份有限公司铜冶炼转炉渣的特点,采用一次粗选、一次扫选的浮选流程回收金。结果表明:磨矿细度和捕收剂种类及用量是影响浮选指标的主要因素,其次是活化剂用量;最佳工艺参数为磨矿细度-0.074 mm占90.4%,丁基黄药用量200 g/t,硫酸铜用量250 g/t,石灰用量500 g/t,获得的金精矿金品位13.7 g/t、金回收率92.6%,尾矿金品位0.02 g/t、金损失率0.3%;实现了二次资源的综合利用,同时创造了一定的经济效益。     

Thermodynamics of the interaction of chromate ions with the mineral complex of polymetallic ores. Chalcopyrite

The results of thermodynamic calculations and an analysis of the CuFeS₂-H₂O-O₂-CO₂-C₄H₉OCSS^?-CrO ₄ ^2? system, which characterizes the surface state of chalcopyrite in conditions of the selective flotation of copper-lead concentrates according to bichromate technology in the alkali medium, are presented. The electrode potentials of chalcopyrite are measured experimentally in solutions of potassium bichromate and potassium butyl xanthate with alkali pH. Due to the investigations, the mechanism of formation of the sorption layer of the collector on chalcopyrite is considered in the depression conditions of galenite by chromate ions. It is shown theoretically that the degree of oxidation of sulfide sulfur should not affect the competitive reactions of the formation of butyl xanthate on the chalcopyrite surface. It is established from the results of measuring the potential of the chalcopyrite electrode that chromate ions are not potential-deter-mining for chalcopyrite in their broad concentration range. The chalcopyrite surface in alkali solutions of butyl xanthate and potassium bichromate should preferentially hydrophobize due to the formation of butyl copper xanthate, and the sorption layer of the collector of a mixed composition in a form of copper(I) butyl xanthate and dixanthogenide can form only in a narrow range of the values of the redox potential and pH.     

朝阳新华钼矿铁精矿脱硫试验研究

对朝阳新华钼矿生产的磁铁矿精矿进行了实验室浮选脱硫试验。试验结果表明：采用丁黄药与异丁基黄药的混合药剂作为捕收剂,硫酸铜、硫化钠以及水玻璃作为调整剂,2#油作为起泡剂,同时对该磁铁精矿进行再磨,在-0.044 mm含量达到85%的条件下,经过1次粗选,2次精选,所得浮选精矿中硫的含量可以降到0.43%,硫的脱除率为53.16%。     

微细粒浸染型原生金矿选矿试验

介绍了烂泥沟微细粒原生金矿的选矿试验,采用黄药和黑药作捕收剂、强化分散作用,获得了满意的精矿品位和回收率。     

铜炉渣中铜的浮选回收试验研究

江西某铜冶炼厂铜炉渣含铜2.73%,具有较高的回收价值。铜物相分析结果表明,该铜炉渣中铜大部分以硫化铜形式存在。针对该铜炉渣分别进行了磨矿细度试验及捕收剂用量试验。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占85%,丁基黄药用量为80 g/t的条件下,该铜炉渣的浮选性能最佳。在条件试验的基础上进行了闭路试验,获得了铜品位为26.47%,铜回收率为76.46%的铜精矿,产品符合铜冶炼要求。     

陕西某低品位铜钼矿选矿试验研究

The copper grade the low-grade copper-molybdenum ore in Shaanxi is 0.32% and the molybdenum grade is 0.048%.The copper and molybdenum minerals mainly exist in the form of sulfide ore. The properties are complex that there are many kinds of minerals in the ore, which are closely distributed and fine dissemination size. According to the properties of the ore, the technological process of bulk flotation and separation of copper and molybdenum was adopted in the experiment. With lime as regulator and reagent L03 as collector, the mixed concentrate of copper and molybdenum was obtained by the bulk flotation which flow-sheet is one roughing, three refining and two scavenging process. Then regrinding the mixed concentrate, use sodium sulfide as inhibitor of copper minerals, sodium silicate as slurry dispersant and inhibitor of silicate gangue minerals , kerosene as collector, can separate copper and molybdenum with the flow-sheet which one roughing, five refining and three scavenging. The copper concentrate with copper grade of 18.82% and copper recovery rate of 85.35% and molybdenum concentrate with molybdenum grade of 47.14% and molybdenum recovery rate of 79.24% were obtained by the final closed-circuit flotation test process, the indicator is nearly ideal.