浮选中矿选择性分级再磨浮选机理研究

安徽某铜矿随着井下的开拓延伸,铜品位有所下降,目前铜平均品位为0.62%左右,采用现场常用浮选药剂按铜硫混合浮选-铜硫分离、中矿循序返回流程试验,得到铜精矿品位21.47%、铜回收率85.52％的技术指标。采用中矿选择性分级再磨闭路大循环新工艺进行选矿试验,在铜精矿品位不低于现场指标的前提下,回收率提高到90.00％左右。综合应用Zeta电位分析与XRD测试手段,对中矿选择性分级再磨闭路大循环新工艺的机理进行研究并分析。试验结果表明,中矿选择性分级再磨闭路浮选工艺可以不断循序渐进地对有用矿物进行磨矿、分级、浮选,形成磨浮大循环,同时在闭路循环过程中改变原矿的表面性质,增大有用矿物的可浮性。     

某低品位铜矿石浮选试验

为有效回收某低品位铜矿石,在对其矿石性质研究的基础上进行了阶段磨矿-阶段浮选工艺试验,即对粗粒级浮选抛尾获得粗精矿,粗精矿再磨浮选获得铜精矿。试验经1粗4精2扫、粗精矿再磨浮选闭路试验获得了产率为7.59%,铜品位为18.60%,铜回收率为91.06%的满意铜精矿。     

硫精矿立磨再磨再选回收铜试验研究

为提高大宝山铜矿铜回收率, 针对硫精矿中铜品位低(0.31%)、嵌布关系复杂的特点, 采用DY-1为铜捕收剂、石灰为黄铁矿抑制剂、2^#油为起泡剂, 进行了硫精矿立磨再磨再选试验研究。在优化的工艺条件下, 可获得可市售的铜精矿产品。开路试验铜精矿平均产率1.07%、平均Cu品位13.19%、Cu回收率45.68%, 硫精矿硫平均品位41.20%、硫回收率84.65%。由计算机模拟计算得到闭路流程铜精矿回收率为67.28%, 品位13.19%。     

某低品位细粒嵌布硫化铜矿选矿工艺研究

对某低品位铜矿石进行了选矿试验研究。针对铜矿物细粒嵌布特点,开展了细磨及细粒浮选工艺条件试验研究,采用HD-2为脉石抑制剂、KMY-2为铜捕收剂,经铜硫混浮-再磨-铜硫分离小型闭路试验,获得了铜品位23.32%、铜回收率78.45%的铜精矿。     

某硫化铜钼矿石的浮选试验研究

针对西藏某铜钼矿石进行了浮选工艺试验研究。采用铜钼混合浮选-铜钼混合精矿再磨后铜钼分离的选别工艺流程及适宜的药剂制度,小型闭路试验获得了钼精矿品位45.34%、钼回收率74.82%,铜精矿品位31.75%、铜回收率96.39%,其中铜精矿含金18.05 g/t、含银347.70 g/t、金回收率49.41%、银回收率68.91%。     

某微细粒难选铜矿选矿试验研究

对某铜品位0.75%的微细粒难选铜矿进行了选矿试验研究。采用磁选-铜快速浮选-快速浮选尾矿强化选铜-铜粗精矿再磨精选的联合流程，闭路试验获得了铜品位23.57%、铜回收率83.23%的铜精矿。     

某复杂铜镍矿的选矿试验研究

某铜镍多金属矿含铜0.39%, 含镍0.49%。为综合回收各有用矿物, 采用“铜镍混合浮选-再磨分离”流程进行了详细的选矿工艺研究。闭路试验获得了铜品位19.02%、铜回收率60.47%的铜精矿, 镍品位4.78%、镍回收率87.43%的镍精矿。     

某铜转炉渣浮铜试验

对某富氧双侧吹熔炼、P-S转炉吹炼工艺产生的炼铜转炉渣进行了浮铜试验。在磨矿细度-0.074 mm粒级占70%条件下,采用Z-200作捕收剂进行一次浮选直接获得回收率90%以上的高品位铜精矿,浮选尾矿再磨至-0.038 mm粒级占90%,采用丁基黄药作捕收剂,经一次粗选、二次精选、二次扫选,扫选精矿返回再磨闭路浮选工艺流程,获得回收率6%左右的低品位铜精矿,全流程试验获得了铜品位为30.09%、回收率为96.92%的铜精矿,为该类型转炉渣回收铜提供了技术依据。     

艾萨磨在某高硫铜锌混合粗精矿铜锌分离中的应用

某高硫铜锌混合粗精矿在铜锌分离过程中难以获得铜品位18%以上的铜精矿,为解决铜精矿品位偏低的问题,进行了艾萨磨再磨工艺与现场球磨+水力旋流器再磨分级工艺对比试验研究。试验结果表明：采用艾萨磨工艺,铜锌分离作业可获得铜品位20.52%、锌含量2.38%、铜回收率89.32%的铜精矿,与现场球磨再磨工艺相比,铜精矿品位提高了2.82个百分点,锌含量降低了1.17个百分点,铜回收率提高了3.98个百分点。     

内蒙古某低品位铜镍钴矿选矿试验研究

内蒙古某铜镍钴矿含铜0.17%、含镍0.28%、含钴0.021%,采用"粗磨丢尾—铜镍混合浮选—混合精矿再磨—铜镍分离"工艺流程。闭路试验获得了铜品位18.68%、回收率60.44%的铜精矿和镍品位4.52%、回收率74.42%的镍精矿,钴富集在镍精矿中,品位0.32%、回收率70.24%。     

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。     

思茅某氧化铜矿选别试验研究

针对某氧化铜矿石采用一段磨矿,磨矿细度为-74μm占70%.利用硫化浮选法回收铜,丁基黄药作捕收剂,松醇油作起泡剂,采用一次粗选、两次扫选的开路流程可以获得比较满意的指标:原矿铜品位Z83%,混合精矿铜品位14.54%,混合精矿铜回收率69.17%。     

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。     

预抛—分级回收工艺预选秘鲁某金铜铁多金属矿深部矿石

采用浅部矿的预选工艺对秘鲁某金铜铁多金属矿含Cu 0.127%、Au 0.08 g/t、S 2.08%、Fe 40.56%的深部矿石进行了选矿预选富集试验研究，为该矿石的合理预选工艺提供参考。结果表明，浅部矿的预抛—分级预选工艺（原矿-25 mm干抛—干抛精矿高压辊磨细碎—高压辊磨细碎产品湿抛—预抛尾矿分级回收）对深部矿石具有较好的适应性和预选富集效果，最终获得铜品位0.13%、铁品位48.76%、铜回收率87.49%、铁回收率97.93%的总预选精矿，总预选抛尾率为18.84%。项目成果为该矿石的合理预选工艺选择提供了参考，并为提高选厂后续磨浮作业的矿石入选品位，降低入磨矿量和磨选成本，综合回收矿石中铁铜等伴生有价金属创造了良好的前提条件。      

云南某微细粒难选次生硫化铜矿选矿试验研究

对云南某微细粒难选次生硫化铜矿石进行选矿试验研究。结果表明,采用一次磨矿、一次粗选、两次精选、两次扫选的闭路试验流程,可获得铜精矿品位为24.10%,回收率为86.79%的技术指标。     

浙江某复杂难选银多金属矿石选矿试验

浙江某银多金属矿石银、铜、铅、锌含量分别为153 g/t、0.29%、0.83%、1.41%,铜、铅、锌主要以硫化物形式存在,主要有用矿物黄铜矿、方铅矿、闪锌矿之间以及与毒砂之间连生紧密,嵌布粒度粗细不均且形状不规则。为高效开发利用该矿石资源,在工艺矿物学研究基础上进行了选矿试验研究。试验结果表明,在磨矿细度为-0.045 mm占91.4%的情况下,采用1粗4精1扫铜铅混浮、铜铅混合精矿1粗2精2扫抑铅浮铜、混浮尾矿1粗4精2扫、中矿顺序返回流程处理,可取得铜品位为22.47%、银品位为1 373 g/t、铜回收率为69.08%、银回收率为8.02%的铜精矿,铅品位为40.63%、银品位为6 585 g/t、铅回收率为81.14%、银回收率为71.64%的铅精矿,锌品位为41.72%、银品位为197 g/t、锌回收率为79.85%、银回收率为3.48%的锌精矿。试验闭路流程是该矿石高效开发利用流程。     

组合磨矿对汤丹氧化铜矿浮选试验的影响

对东川汤丹氧化铜矿进行多元素分析和物相分析,得出该氧化铜矿的嵌布粒度细等特点,需采用组合磨矿提高精矿品位和回收率。单一磨矿和组合磨矿的开路试验表明,组合磨矿对选别指标的提高效果显著。采用组合磨矿的闭路试验得到最终精矿品位为20.14%,回收率为78.98%。     

西北某难处理硫化铜锌矿石浮选试验

西北某铜锌矿石矿物种类繁多、铜锌矿物及其与脉石矿物嵌布关系复杂,单体解离难度大且锌矿物极易上浮,属于典型的难处理铜锌矿。为了合理开发利用该矿石资源,采用优先浮选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85%的情况下,采用1粗1扫选铜、铜粗精矿再磨至-0.045 mm占85%后再3次精选、选铜尾矿1粗1扫2精选锌、中矿顺序返回闭路流程处理,可获得铜品位为20.15%、含银576.40 g/t、含锌4.66%、铜回收率为77.32%、银回收率为46.67%的铜精矿,以及锌品位为45.21%、含银153.80 g/t、含铜0.52%、锌回收率为86.15%、银回收率为44.73%的锌精矿。试验取得了理想的铜锌银回收效果。     

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。     

西藏某难处理氧化铜矿石浮选试验

西藏某铜矿石为高氧化率、嵌布粒度细、脉石矿物易泥化的难选氧化铜矿石,铜品位为1.76%,铜氧化率高达44.32%。根据矿石性质的特点,采用硫化铜矿物和氧化铜矿物分步浮选-混合精选流程进行了浮选试验。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占85%情况下,以水玻璃为矿泥的抑制剂和分散剂、戊基黄药为捕收剂、硫化钠为氧化铜矿物的硫化剂、硫酸铵为辅助活化剂、松醇油为起泡剂,通过2粗2精2扫流程处理,获得了铜品位为21.19%,铜回收率为78.74%的铜精矿。