某难选铜镍硫化矿选矿试验研究

某铜镍矿含铜0.23%、镍0.42%,属低品位硫化矿石。矿石中铜矿物大部分为黄铜矿,镍矿物主要为镍黄铁矿,其他金属矿物主要为黄铁矿、磁黄铁矿、磁铁矿。脉石矿物主要有橄榄石、辉石、斜长石、透闪石等。矿物学研究表明,该铜镍矿呈典型的浸染状构造,影响铜镍回收的主要矿物学因素是矿石中黄铜矿、镍黄铁矿的产出形式较为复杂、嵌布粒度较细、形态不甚规则。根据该矿石性质,采用BK303新型高效捕收剂,CMC作脉石矿物抑制剂,通过“两粗两扫三精-粗精矿再磨-中矿顺序返回”的工艺流程,成功实现了铜镍的高效浮选回收,闭路试验获得了铜品位3.29%、镍品位5.32%,铜回收率81.78%、镍回收率71.53%的铜镍混合精矿,取得了良好的浮选指标。     

辽宁某低品位含铜镍矿石浮选试验

辽宁岫岩某低品位含铜镍矿石铜、镍品位分别为0.15%、0.24%,矿物成分复杂,金属矿物含量较少。87.41%的铜和80.08%的镍均以硫化矿的形式存在,主要目的矿物镍黄铁矿嵌布粒度较细。为回收利用矿石中的铜、镍,在分析矿石性质的基础上,按铜镍混浮—铜、镍分离原则流程进行浮选试验。结果表明,在磨细度-0.074 mm占85%的条件下,原矿经2粗3精2扫铜、镍混浮—铜镍混合精矿再磨至-0.038 mm 80%—1粗3精3扫铜、镍分离浮选,最终获得了镍品位2.98%、含铜0.74%,镍回收率57.12%的镍精矿和铜品位16.05%、含镍1.36%,铜回收率51.59%的铜精矿。试验结果可供选厂确定选矿工艺流程参考。     

某低品位铜镍硫化矿浮选试验研究

以某地强蚀变蛇纹石型难选低品位铜镍硫化矿为研究对象, 在矿石工艺矿物学研究的基础上, 通过系统的浮选试验, 对含镍0.159%, 含铜0.094%的原矿, 在磨矿粒度为-0.074 mm粒级占70%时, 采用碳酸钠和六偏磷酸钠作为脉石矿物抑制剂, 丁基黄药和Y89-0混合黄药为铜镍硫化矿物捕收剂, MIBC为起泡剂, 获得了铜镍品位分别为2.861%和3.228%的铜镍混合精矿。混合精矿采用石灰作镍矿物抑制剂进行分离, 得到含铜15.93%, 含镍1.41%的铜精矿, 铜回收率达81.34%; 镍精矿含铜0.59%, 含镍5.98%, 镍回收率为56.04%; 分选指标较为理想。     

从某硫精矿中回收铜的试验研究

某硫精矿含铜0.41%,铜矿物主要为黄铜矿和辉铜矿,硫矿物主要是磁黄铁矿,其次是黄铁矿,脉石矿物为少量蛇纹石、滑石、绿泥石等易泥化矿物,经镜下鉴定铜矿物与黄铁矿关系密切,基本以较粗的连生体形式存在,而磁黄铁矿基本不含铜。综合考虑矿石性质,确定采用"磁选脱硫—脱泥—浮铜"流程回收铜,全流程获得铜精矿铜品位20.26%,铜回收率73.41%。     

某高镁铜镍矿石浮选试验

某高镁铜镍矿石含镍0.76%、铜0.16%、氧化镁25.12%,铜矿物主要为黄铜矿,镍矿物主要为镍黄铁矿,脉石矿物主要有透闪石、滑石、蛇纹石,橄榄石、透辉石及绿泥石等少量,有害杂质组分滑石、蛇纹石及绿泥石等的含量高达42%。矿石中铜、镍的氧化率均较低,原生硫化铜占总铜的87.50%,硫化镍占总镍的98.68%。为获得低镁铜镍混合精矿,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,采用2粗2扫2精,精选1尾矿连续2次精扫选,精选2尾矿与精扫选1精矿合并返回,其他中矿顺序返回流程处理,可获得铜品位为2.28%、镍品位为11.81%、铜回收率为70.37%、镍回收率为76.20%、氧化镁含量仅为4.38%的铜镍混合精矿,产品达到一级品质量标准(镍品位大于10%,氧化镁含量小于6%);抑镁效果取得成功的关键在于在精选段添加了北京矿冶研究总院研制的含镁脉石矿物的高效抑制剂——改性CMC(总添加量为480 g/t)。试验流程具有稳定、低药耗、高效等优点,适合该矿石的处理。     

河北某铜锌铁矿选矿试验研究

河北某含铜锌矽卡岩型铁矿性质复杂,有用矿物嵌布粒度粗细不均,铜氧化率较高,铜锌硫化矿物可浮性相近,含有大量易泥化且可浮性好的蛇纹石等脉石矿物,浮选分离难度较大。针对矿石性质特点,采用"优先浮选回收铜、锌—磁选回收铁"的联合工艺流程,获得指标为铜精矿含铜20.53%、含银1 412 g/t,铜回收率56.46%、银回收率58.23%;锌精矿品位为54.04%,锌回收率为83.66%;铁精矿品位为63.72%,全铁回收率为89.75%。     

高含磁黄铁矿铜硫矿石选矿试验研究

某高硫铜矿石磁黄铁矿和绿泥石等易泥化脉石矿物含量较高,且磁黄铁矿的可浮性和磁性差异较大,对铜硫分离浮选干扰很大。根据矿石性质,采用铜优先浮选—磁选回收磁黄铁矿—硫浮选工艺进行了选矿试验研究,即首先在较低碱度下采用铜选择性捕收剂组合(BK-306 TL-1)优先选铜;然后采用磁选回收磁性磁黄铁矿,再以高效硫活化剂BK546和组合捕收剂(丁基黄药 AT608)强化浮选回收硫矿物,实现了矿石中铜、硫的有效回收。闭路试验获得含铜24.81%、铜回收率86.31%的铜精矿,含硫37.83%、含铁58.21%、磁硫品位(Fe S)96.04%、硫回收率40.60%的磁黄铁硫精矿,以及含硫46.05%、硫回收率47.90%的硫精矿,硫总回收率为88.50%。     

富含磁黄铁矿的铜镍硫化矿石的优先混合浮选

富含磁黄铁矿的铜镍硫化矿石的优先混合浮选现在从富硫化矿石中分离矿物的主要方法是优先浮选。含磁黄铁矿的硫化铜镍矿石的主矿物是黄铜矿、镍黄铁矿、磁黄铁矿，后者的品位为４０～６０％。这类矿石直接优先浮选，可以得到铜精矿、镍精矿、磁黄铁矿精矿与丢废尾矿。前两...     

新疆某铜镍硫化矿选矿工艺研究

新疆瑞伦某铜镍硫化矿原矿含铜0.14%，含镍0.51%，属于高镍低铜硫化铜镍矿。原矿中铜品位较低，同时含有大量易泥化的滑石、蛇纹石等脉石矿物，给该铜镍矿的高效回收带来不利影响。为高效开发利用该铜镍硫化矿石，进行了系统的选矿工艺研究。实验室小型闭路试验结果表明：在磨矿细度为-74 μm占75%，以碳酸钠为pH调整剂，硫酸铜为活化剂，水玻璃和CMC为抑制剂，Z-200、丁铵、丁黄和戊黄为捕收剂的条件下，经2粗4精3扫铜镍混合浮选，铜镍混合精矿以石灰为pH调整剂、Z-200为捕收剂、BK-204为起泡剂，可获得含铜26.12%、含镍0.55%，铜回收率76.49%、镍回收率0.44%的铜精矿，含镍10.42%、含铜0.39%，镍回收率73.14%、铜回收率9.97%，MgO降至5.88%的镍精矿。试验解决了镍精矿中氧化镁杂质含量较高的问题，提高了精矿质量，可以为现场生产提供理论依据。     

含铜混合铁矿石选矿试验

某铁矿为含铜混合矿石,铁矿物以磁铁矿、赤褐铁矿和菱铁矿的形式存在,铜矿物主要有黄铜矿、少量斑铜矿,含有少量黄铁矿,伴生有金钴等贵重元素。分选过程中除回收铁矿物外,要求同时得到铜精矿和硫精矿。根据矿石性质,通过浮选条件试验和流程试验,采用混合浮选-分离浮选-弱磁选-强磁选原则流程,一段磨矿(磨矿细度为75%-0.076mm),可以获得含铜16%以上的铜精矿、含硫36%以上的硫精矿、含铁62%以上的弱磁铁精矿,强磁铁精矿铁含量仅32%~36%;采用铜硫粗精再磨(磨矿细度为90%-0.076mm)再选流程,试验指标进一步提高,铜回收率提高4.44%、硫精矿品位提高1.10%、硫回收率提高1.78%,强磁铁精矿铁含量提高3.84%。由于试样磁黄铁矿含量较高,致使弱磁铁精矿含硫偏高,采用弱磁选精选无法进一步降低,建议对弱磁铁精矿进行反浮选脱硫提铁处理。     

云南某铜镍硫化矿浮选试验研究

云南某铜镍硫化矿主要金属矿物有黄铜矿、辉铜矿、镍黄铁矿、含镍磁黄铁矿,脉石矿物主要有蛇纹石、石英。原矿含铜0.88%,含镍0.57%,该矿石属于典型的低品位铜镍硫化矿。为更好地对铜镍矿物充分回收利用,对试样进行试验研究。结果表明,试样在磨矿细度为-74μm占70%,Na_2CO_3用量1 000 g/t,CuSO_4用量200 g/t,六偏磷酸钠用量300 g/t,捕收剂用量150 g/t、松醇油用量40 g/t的条件下,采用两次粗选、两次精选、二次扫选、中矿循序返回流程处理。最终获得回收率为84.39%、品位为4.87%的铜精矿,回收率为78.83%、品位为3.05 g/t的镍精矿。     

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。     

新疆某铜镍矿石工艺矿物学研究

为给新疆某大型低品位强氧化铜镍硫化矿石的开发利用提供技术依据,进行了工艺矿物学和混合浮选研究。结果表明：①矿石铜品位0075%、镍品位057%,铜、镍均主要以硫化矿的形式存在,其中硅酸镍难以回收;②矿石中的主要目的矿物为黄铜矿和镍黄铁矿,均可通过浮选回收,脉石以橄榄石为主;③镍黄铁矿在镜下呈自形、半自形粒状均质体,其中呈不规则颗粒状、与磁黄铁矿或黄铜矿以多种不同形态嵌连紧密的镍黄铁矿能较好地通过浮选回收,呈微细粒分布、形状不一和呈不规则粒状或蠕虫状及浸染状的镍黄铁矿因嵌布粒度微细而难以实现单体解离,从而不易通过浮选回收;黄铜矿则常呈不规则粒状、浸染状零星嵌布在脉石中;④磨矿（-0.074 mm 80%）-1粗1精2扫、中矿顺序返回闭路浮选流程可获得镍品位为9.17%、铜品位为1.57%,镍回收率68.01%、铜回收率87.37%的混合精矿,铜、镍富集效果较好。     

云南某低品位铜镍硫化矿浮选试验

为给云南某低品位铜镍硫化矿石资源的开发利用提供依据,对该矿石进行了工艺矿物学研究和选矿试验。结果表明：①矿石中的主要有用元素为铜、镍,主要有用矿物为黄铜矿、镍黄铁矿、紫硫镍矿、含镍磁黄铁矿,铜镍主要以硫化物形式存在,分别占总铜、总镍的84.09%和85.96%,铜镍紧密共生,分离难度较大,宜采用混浮工艺回收铜镍;②矿石适宜的磨矿细度为-200目占80%,铜镍混浮粗选pH调整剂Na2CO₃、脉石矿物抑制剂CMC、镍矿物活化剂CuSO₄、捕收剂丁基黄药+硫氨酯适宜的用量分别为800、400、200、90+30 g/t;③采用1次粗选、3次扫选、扫精1扫精选、扫精选精矿与粗精矿合并1次精选、中矿顺序返回闭路流程处理该矿石,最终获得了铜镍品位分别为6.02%和3.97%、铜镍回收率分别为83.05%和84.55%的铜镍混合精矿。     

四川丹巴铜镍矿石工艺矿物学特征

为了给合理有效利用四川丹巴铜镍矿石提供依据,对该矿石进行了工艺矿物学研究。研究结果表明：该矿石矿物组成复杂,铜矿物以黄铜矿为主,镍矿物以镍黄铁矿、紫硫镍矿、针硫镍矿、硫镍铂矿等多种形式存在;铜、镍矿物嵌布粒度微细,普遍被脉石矿物包裹,且多呈纤维状镶嵌在脉石矿物中,同时铜、镍矿物自身相互紧密连生;矿石中含镁的脉石矿物较多,它们具有质地柔软,容易泥化,自然可浮性好,吸附能力强的特点。这些都将给铜、镍矿物的分选带来不利的影响。     

广西某低品位铜镍矿石选矿工艺研究

广西某低品位铜镍矿石含铜0.25%、含镍0.43%,镍主要以镍黄铁矿形式存在,铜主要以黄铜矿形式存在,铜、镍矿物均有一定程度氧化且关系密切。为了给该矿石的开发利用提供依据,对其进行了选矿工艺研究。通过对优先浮铜再浮镍方案、铜镍混合浮选方案、铜镍混合浮选再分离方案以及磁选-铜镍混合浮选方案的对比,决定采用铜镍混合浮选方案处理该矿石。按该方案进行详细的试验研究,结果表明,在-0.074 mm占74%的磨矿细度下,以碳酸钠为矿浆调整剂、丁黄药为捕收剂、2号油为起泡剂,经1粗选2扫选2精闭路浮选,可获得铜品位为5.77%、镍品位为8.31%、铜回收率为86.33%、镍回收率为76.60%的铜镍混合精矿。     

内蒙古某低品位铜镍矿石选矿试验

为确定内蒙古某低品位铜镍矿石的开发利用工艺,在工艺矿物学研究的基础上进行了选矿工艺研究。结果表明,矿石中的金属矿物主要为黄铁矿、紫硫镍矿、黄铜矿,脉石矿物主要有斜长石、辉石、角闪石,橄榄石及绿泥石少量。紫硫镍矿多以细粒状伴生在黄铜矿附近,有时与黄铜矿、黄铁矿或单独以几何状充填在脉石矿物骨架中,节理清晰,粒度以中细粒为主,一般为0.30~0.003 mm。黄铜矿多单独产于脉石中,部分与黄铁矿或紫硫镍矿共生,与紫硫镍矿共生关系密切,以他形粒状为主,以中细粒为主,一般为0.30~0.03 mm。矿石在磨矿细度为-0.074 mm占90%的情况下,采用1粗2精1扫优先浮铜,再2粗2精1扫浮镍流程处理,最终获得铜品位为14.76%、铜回收率为82.15%的铜精矿,镍品位为5.86%、镍回收率为84.27%的镍精矿。铜精矿、镍精矿均达到Ⅴ级品质量标准。     

青海某铜镍多金属硫化矿工艺矿物学研究

本文研究了青海某铜镍多金属矿物的工艺矿物学。结果表明,矿石中铜镍为有回收价值的金属,铜矿物主要为黄铜矿,镍矿物主要为镍黄铁矿,脉石矿物主要为蛇纹石、滑石等矿物,选择-0.074 mm 70%作为较佳磨矿细度可以保证各有用矿物的单体解离。该研究对于选别铜镍多金属矿有一定的指导意义。     

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。