新型抑制剂在低碱条件下实现铜硫高效分离的试验研究

针对铜硫浮选分离过程中,大量添加石灰引起的管道堵塞、矿浆环境差等问题,开发了一种新型黄铁矿抑制剂BY,应用于缅甸某硫化铜矿浮选试验并获得了良好的指标。该矿石含铜1.40%、硫8.95%,主要含铜矿物为黄铜矿,含硫矿物为黄铁矿和磁黄铁矿。采用抑制剂BY通过一粗两精一扫的浮选工艺流程,获得的铜精矿Cu品位为25.13%、回收率为93.47%,S品位为33.97%、回收率为19.93%。与石灰相比,精矿中铜品位和回收率分别提高了0.99和0.16个百分点,硫品位和回收率分别降低了1.01和2.14个百分点,闭路试验粗选pH值可由12降低至9.7,可实现低碱环境中铜硫的高效分离。     

江西某低品位复杂铜钨多金属矿石浮选工艺研究

江西某铜钨复杂多金属矿石铜品位为0.11%、硫品位为1.16%、WO₃含量为0.22%。矿石中白钨矿、黄铜矿均以中细粒嵌布为主,白钨矿在0.01~0.3 mm粒级占79.55%,黄铜矿在0.01~0.3 mm粒级占81.83%。为给该矿石的开发利用提供依据,在矿石性质分析基础上,采用铜硫混合浮选-分离浮选、混浮尾矿浮钨的工艺流程进行了试验。结果表明：原矿磨细至-0.074 mm占65%,以水玻璃为抑制剂、SN-9为捕收剂、BK201为起泡剂经2粗3精2扫铜硫混合浮选,混合浮选精矿以石灰为抑制剂、Z-200为捕收剂经1粗4精2扫铜硫分离浮选,混合浮选尾矿以碳酸钠为调整剂、水玻璃为抑制剂、W-1205为捕收剂经1粗3精3扫常温钨浮选,常温浮选精矿经1粗5精2扫加温（90 ℃）钨浮选,获得的铜精矿铜品位为24.13%、回收率为68.90%,硫精矿硫品位为36.15%、回收率为60.77%,钨精矿WO3品位为62.24%、回收率为73.68%,试验指标较好,可以作为该铜钨多金属矿开发利用的技术依据。     

内蒙古某铜锡硫化矿石选矿试验

内蒙古某铜锡多金属矿石铜品位为1.05%、锡品位为0.47%,主要杂质成分SiO2含量达62.31%。矿石中含铜矿物黄铜矿主要以不规则状存在于石英等脉石矿物中;锡石主要以自形-半自形粒状产出,粒间有黄铜矿等矿物交代。为给该矿石的开发利用提供依据,对其进行了选矿试验研究。结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm占75%时,以Y150为铜粗选捕收剂、D300为铜扫选捕收剂、2号油为起泡剂,经1粗2扫浮选可获得铜品位为3.12%、回收率为97.06%的铜粗精矿;铜粗精矿经4次精选2次精扫选,获得的铜精矿铜品位为16.30%、回收率为92.14%;浮铜尾矿经摇床1次重选,可获得锡品位为8.67%、回收率为75.91%锡精矿。     

江西某铜硫矿石浮选工艺研究

江西某大型铅锌矿山在深部接替资源勘查中探获了资源量达到中型规模以上的铜硫矿石资源。为了合理开发利用该矿石资源,在矿石性质研究和探索试验基础上,采用铜硫混合浮选-铜硫分离浮选工艺对其进行了选矿试验。试验结果表明：原矿磨至-0.074 mm占75%后以石灰为pH调整剂、丁黄药为捕收剂、2号油为起泡剂进行1粗2扫混合浮选,所获混合精矿再磨至-0.038 mm占80%后以石灰为pH调整剂、LP-01为捕收剂进行1粗2精2扫抑硫浮铜分离浮选,可获得铜品位为14.22%、铜回收率为87.58%的铜精矿和硫品位为34.01%、硫回收率为80.84%的硫精矿,从而使矿石中的铜、硫得到较好的综合回收。     

大宝山难选铜硫矿石选矿新工艺研究

广东大宝山铜硫矿石铜品位低,主要金属矿物黄铜矿与黄铁矿、磁黄铁矿等嵌布关系复杂,磁黄铁矿可浮性与黄铜矿相近,采用单一浮选工艺处理该矿石难以获得较好的铜硫分离指标。为探索该难选铜硫矿石铜硫高效分选工艺,在对其进行工艺矿物学分析基础上进行了选矿新工艺研究。结果表明:原矿磨细至-0.074 mm占80.10%,经1粗3扫铜浮选,粗选精矿再磨至-0.074 mm占90%经磁选脱除磁黄铁矿,非磁性产品经3次铜精选,可以获得铜品位为18.57%、回收率为80.26%的合格铜精矿,浮铜扫选尾矿经1粗1扫硫浮选,与磁性产品合并后可以获得硫品位为45.35%、回收率为87.12%的硫精矿,铜硫得到有效分离。     

西藏某含金浸染状次生硫化铜矿石浮选回收铜金试验

西藏某浸染状次生硫化铜矿石铜品位为1.86%，原生硫化铜占总铜的15.05%，次生硫化铜占总铜的76.88%，主要铜矿物为斑铜矿、黄铜矿，其他金属矿物有黄铁矿、磁黄铁矿等；脉石矿物以石榴石、辉石、石英等为主。为了确定该矿石中铜、金的适宜回收工艺，进行了选矿试验。结果表明，矿石在磨矿细度为-0.074 mm占70%的情况下进行1粗2精快速浮选，1粗2扫常规浮选，快速精选1尾矿与常规粗选精矿合并再磨至-0.038 mm占80%的情况下进行1粗2精2扫铜硫分离，获得的快速浮选精矿铜品位为27.05%、金品位为8.28 g/t，铜、金回收率分别为60.79%、50.90%；常规浮选铜精矿铜品位为17.06%、金品位为5.02 g/t，铜、金回收率分别为29.81%、23.99%。快速浮选+常规浮选、快速精选1尾矿与常规浮选粗精矿再磨再选工艺流程既能避免铜矿物的过磨，保证铜的回收率，又可得到较高品位的铜精矿，获得较好的铜、金回收指标。     

某含金复杂铜硫矿石低碱度浮选工艺试验研究

某复杂含金铜硫矿石中铜、金和硫的品位分别为0.82%、1.20 g/t和11.30%,对该铜硫矿石进行详细的工艺矿物学研究,针对该矿石特点,在低碱度条件下应用铜硫优先浮选原则工艺流程。闭路试验结果 表明：在磨矿细度-74 μm占85%的条件下,以氧化钙为硫铁矿抑制剂（矿浆pH值为9~10）,Z-200为铜矿物捕收剂,经1次粗选、1次扫选和2次精选的铜浮选流程可获得铜品位为18.42%、铜回收为84.97%,含金15.52 g/t、金回收率为48.78%的铜精矿;浮铜尾矿再添加硫铁矿活化剂QH,以丁基黄药为捕收剂经1次粗选、1次扫选和2次精选的硫浮选流程可获得硫品位为45.42%、硫回收率为65.33%的硫精矿。金在铜精矿中有效富集, 在低碱度的条件下原矿实现了有价金属的综合回收。     

某含金复杂铜硫矿石低碱度浮选工艺试验研究

某复杂含金铜硫矿石中铜、金和硫的品位分别为0.82%、1.20 g/t和11.30%,对该铜硫矿石进行详细的工艺矿物学研究,针对该矿石特点,在低碱度条件下应用铜硫优先浮选原则工艺流程。闭路试验结果 表明：在磨矿细度-74 μm占85%的条件下,以氧化钙为硫铁矿抑制剂（矿浆pH值为9~10）,Z-200为铜矿物捕收剂,经1次粗选、1次扫选和2次精选的铜浮选流程可获得铜品位为18.42%、铜回收为84.97%,含金15.52 g/t、金回收率为48.78%的铜精矿;浮铜尾矿再添加硫铁矿活化剂QH,以丁基黄药为捕收剂经1次粗选、1次扫选和2次精选的硫浮选流程可获得硫品位为45.42%、硫回收率为65.33%的硫精矿。金在铜精矿中有效富集, 在低碱度的条件下原矿实现了有价金属的综合回收。     

刚果（金）某细粒复杂铜矿石浮选试验

刚果（金）某细粒复杂铜矿石铜品位为2.69%,主要铜矿物为斑铜矿,大部分以细粒及微细粒不规则状嵌生在脉石矿物中,黄铜矿、孔雀石少量。矿石中次生硫化铜、原生硫化铜和氧化铜分别占总铜的76.21%、13.38%和7.43%。为确定该矿石资源的高效开发利用方案,进行了选矿试验。研究结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占85.86%的情况下,以BKD-1为捕收剂、Na₂S为氧化铜矿物的活化剂、碳酸钠为矿浆pH调整剂,采用3粗2精2扫、扫选精矿合并1次扫精选流程处理,获得了铜品位为38.52%、铜回收率为97.52%的铜精矿。     

国外某低品位铜锌硫化矿浮选分离试验研究

国外某低品位铜锌硫化矿矿床属于矽卡岩型,为确定该矿石中有价金属开发利用的可行性,进行了选矿试验。研究表明,矿石中铜品位为0.38%,锌品位为1.26%,针对矿样组成特性,确定了优先浮选铜, 选铜后的尾矿再浮选锌的工艺流程处理该硫化矿矿石。在磨矿细度为-0.074 mm占74.60%的条件下,选用石灰为矿浆pH调整剂,硫酸锌和亚硫酸钠为组合抑制剂,Z-200为捕收剂优先浮选硫化铜矿物;对选铜尾矿继续 采用石灰调节矿浆pH值,硫酸铜活化被抑制的锌矿物,丁基黄药为捕收剂浮选硫化锌矿物的药剂方案,经“2粗2精”选铜、“1粗3精2扫”选锌的闭路试验,最终获得铜精矿铜品位和回收率分别为22.55%、85.19%和锌 精矿锌品位和回收率分别为44.83%、74.36%,有效地实现了铜锌硫化矿的分离与回收,为国外该类型硫化矿矿石的开发利用提供依据。     

浮选回收某缓冷铜冶炼渣中的铜

某闪速炉缓冷铜渣含铜1.01%,主要有用矿物为斑铜矿、辉铜矿和黄铜矿,主要脉石矿物为辉石、玻璃质和磁铁矿等。为了实现其中铜的高效回收,在工艺矿物学研究的基础上,对其进行了浮选选铜试验。结果表明,在磨矿细度为-0.045 mm占90%的情况下,采用2次粗选（一次粗选直接获得高品位铜精矿）、3次精选、2次扫选流程,其中一段硫化铜粗选的捕收剂BK-908用量为20 g/t、起泡剂2#油用量为20 g/t,二段硫化粗选的捕收剂EP用量为40 g/t、矿浆pH调整剂石灰用量为500 g/t、硫化剂硫化钠用量为250 g/t、起泡剂2#油用量为30 g/t,最终获得了铜品位为17.77%、铜回收率为89.38%的铜精矿。     

云南某含金铜矿石自然pH下浮选试验研究

云南某含金铜矿石铜品位1.06%、金品位0.38 g/t、硫品位3.56%。为在回收铜的同时可以综合回收金等贵金属,在自然pH条件下进行浮选试验。结果显示:新型环保抑制剂D82在有效抑制黄铁矿的同时,还可以提高金的回收指标;在磨矿细度为-0.074 mm占75.5%条件下,以D82为抑制剂、Z-200为捕收剂,经1粗2精2扫铜浮选,浮铜尾矿以硫酸铜为活化剂、丁基黄药为捕收剂,经1粗1精1扫选硫,闭路试验得到的铜精矿铜品位46.83%、金品位14.22 g/t、铜回收率93.22%、金回收率78.96%,硫精矿硫品位58.69%、回收率75.18%。以D82为抑制剂可以在自然pH条件下实现抑硫浮铜,对伴生贵金属的硫化矿浮选具有借鉴价值。     

云南东川某高锌难选铜锌硫化矿石选矿试验研究

云南东川某铜锌硫化矿石Cu品位为0.64%、Zn品位为6.21%,主要脉石矿物有石英、绢云母、方解石等,且矿石中的矿物多数都构成连生体,给铜锌分离造成困难。对该矿石采用抑锌浮铜的优先浮选工艺流程。在磨矿细度为-0.074 mm占80%条件下,用石灰调节pH,铜粗选用硫酸锌和焦亚硫酸钠组合抑制闪锌矿,Z-200为捕收剂;锌粗选以硫酸铜为活化剂,异丁基黄药为捕收剂;铜和锌均采用“一次粗选一次扫选两次精选”的工艺流程,其中,铜粗精矿需再磨至细度为-0.038 mm占90%,铜第一次精选尾矿需进行扫选。最终,经闭路流程试验获得Cu品位27.87%、Cu回收率75.17%的铜精矿和Zn品位49.23%、Zn回收率94.48%的锌精矿,铜精矿含锌5.41%,锌精矿含铜1.03%,铜锌互含较低,实现了铜锌分离。      

高效捕收剂ZA在铜硫分离浮选中的应用

西南某多金属硫化矿主要有价元素为铜、锡、硫,铜品位为1.05%、锡品位为0.28%、硫品位为7.19%,伴生银品位为13.20 g/t。铜主要以硫化铜形式存在,占有率为93.60%。现场采用铜硫混合浮选-铜硫分离浮选、浮选尾矿摇床重选选锡的浮重联合流程综合回收矿石中的铜硫银锡（银进入铜精矿）,存在石灰用量偏大,碱度高,铜和银回收率偏低的问题。为探索低碱度浮选回收铜银的可能性,以复配药剂ZA为铜矿物捕收剂进行了试验研究。结果表明：将磨矿细度为-0.074 mm占75%条件下以硫酸铜为活化剂、丁基黄药为捕收剂,经1粗2精2扫铜硫混合浮选获得的铜硫混合精矿,以石灰为抑制剂在再磨细度为-0.043 mm占85%、pH=10.5的低碱条件下经1粗3精2扫铜硫分离,最终获得了铜品位为25.16%、银品位为212.2 g/t,铜、银回收率分别为91.75%、61.18%的铜精矿及硫品位35.32%、硫回收率79.08%的硫精矿,有效地实现了矿石中铜银硫的分离富集回收,尤其是强化了游离银的选矿富集。试验结果对伴生贵金属硫化矿中贵金属的综合回收具有借鉴意义。     

高效选择性铜捕收剂AP应用研究

研究用高效选择性铜捕收剂AP浮选新疆某斑岩型铜矿石。该矿石含铜0.52%、含硫1.62%。试验采用一次粗选、两次扫选、粗精矿再磨、三次精选流程,获得铜品位24.41%、回收率90.04%的铜精矿。表明捕收剂AP对黄铜矿具有很好的捕收能力和选择性。