某低品位铜金矿铜硫分离试验研究

我国的铜矿资源丰而不富,铜矿资源仍是国内短缺的矿种。实现低品位铜矿资源的高效开发和利用对我国铜业经济的稳定发展具有重要的意义。某低品位铜金矿石铜品位0.501%,含金0.4 g/t,硫品位3.88%。铜矿物以硫化铜为主,占总铜的96%,铜矿物嵌布粒度较细,且与黄铁矿致密共生。通过详细的浮选条件试验(磨矿细度、捕收剂用量、铜硫分离CaO用量及磨矿细度)和工艺流程试验(扫选次数和精选次数),最终采用了"阶段磨矿-混合浮选-铜硫分离"的浮选工艺,粗选磨矿细度为-0.074 mm 58.13%,矿浆的p H值约为6,添加100 g/t的硫酸铜为活化剂,采用丁基黄药和丁胺黑药为组合捕收剂,用量为300 g/t(丁基黄药:丁胺黑药=2∶1),铜硫分离的磨矿细度为-0.045 mm 82.45%,石灰的添加量为2 kg/t,采用一次粗选、两次扫选和三次精选的工艺流程可实现铜、金和硫的有效回收。闭路试验结果表明:铜精矿品位为19%左右,含金约9.5 g/t;铜和金的选矿回收率分别为Cu 78.16%和Au 50.90%。试验所采用的浮选工艺流程简单,生产成本低。可为下一步铜选厂的建设提供技术参考和决策依据。     

刚果(金)某难选铜钴矿浮选试验研究

对刚果(金)某铜钴矿进行了浮选试验研究。采用先浮选硫化铜钴矿后硫化浮选氧化铜钴矿的工艺流程,当磨矿粒度为-0.075 mm粒级占80%,硫化矿浮选采用CMC作抑制剂,MB和Mac-12作捕收剂,氧化矿浮选采用硫氢化钠作硫化剂,MB和Mac-12作捕收剂时,可以有效回收矿石中的铜钴金属。全流程闭路试验可以得到含铜19.51%、含钴0.28%的硫化铜钴精矿以及含铜5.07%、含钴0.31%的氧化铜钴精矿,铜、钴总回收率分别达到89.63%和73.47%。     

铜陵有色某转炉渣选铜试验

针对铜陵有色某转炉渣在冷却过程中铜矿物嵌布粒度不均匀,部分铜矿物嵌布粒度较细等性质特点,采用阶段磨矿—阶段选别的工艺流程,以丁基黄药+PAC作为铜矿物的捕收剂,根据浮选泡沫可浮的差异,借助可浮选性较好的1次粗选泡沫"背负"2次浮选泡沫,最终试验获得了铜精矿品位为35.60%、铜回收率为86.24%的满意选别指标。     

新型高效捕收剂DTC对铜钼尾矿的实验研究

对传统黄药进行改性,合成了一种新型高效的酯类捕收剂DTC,并以此捕收剂对某铜钼尾矿进行了浮选工艺条件实验和闭路实验。在磨矿细度为-0.074mm 75%,石灰用量500g/t,水玻璃用量1000g/t,捕收剂DTC用量24g/t,起泡剂2#油用量48g/t的最佳条件下,闭路实验采用"预先脱泥-铜钼部分优先浮选—铜钼硫混合浮选再分离"的浮选工艺流程获得了铜钼混合精矿1含铜18.53%,含钼4.03%,铜、钼回收率分别为22.30%、45.20%;铜钼混合精矿2含铜2.39%,含钼0.20%,铜、钼回收率分别为3.12%、2.43%的较好浮选指标。采用紫外吸收光谱和红外光谱测试对捕收剂的浮选作用机理进行了研究。结果表明,该新型捕收剂对铜离子具有特性吸附,捕收能力强,是一种高效选择性药剂。     

青海某低品位铜钼硫化矿浮选分离试验

青海省某铜钼硫化矿石为低品位铜、钼混合矿石,铜、钼品位分别为 0. 30%、0. 041%。 矿石中铜、钼矿物 嵌布粒度粗细不均匀,主要钼矿物为辉钼矿,辉钼矿嵌布粒度微细,-0. 02 mm 粒级占有率为 34. 97%,石英等硅酸盐 类脉石矿物包裹了部分辉钼矿,钼矿物与铜矿物及脉石矿物密切共生。 采用铜钼混合浮选—铜钼分离浮选—钼粗精 矿再磨再选的工艺流程,进行了磨矿细度、再磨细度以及浮选药剂用量的试验研究。 结果表明,在磨矿细度为-0. 074 mm 占 70%时,以石灰为抑制剂、水玻璃为分散剂、柴油和 Z-200 为捕收剂,经 1 粗 2 精 1 扫铜钼混合浮选,混合浮选精 矿以硫化钠和巯基乙酸钠为抑制剂、柴油为捕收剂进行铜钼分离粗选,钼粗精矿再磨至-0. 037 mm 占 60%,经 5 次钼 精选,铜粗精矿经 1 次扫选,闭路试验获得了钼品位为 40. 75%、钼回收率为 44. 24%的钼精矿以及铜品位为 16. 38%、 铜回收率为 79. 96%的铜精矿,较好地实现了铜钼资源的有效回收。     

从炼铜水淬渣中浮选回收铜的试验研究

对湖北某铜冶炼厂的炼铜水淬渣(含铜1.06%)进行了浮选回收铜的试验研究。考察了磨矿粒度、矿浆浓度、pH值以及药剂用量等因素对炼铜水淬渣铜的浮选指标的影响。实验表明, 当磨矿粒度-0.074 mm占95%、矿浆浓度为30%、pH值为7.0、捕收剂(丁铵黑药与丁基黄药按1∶1配制)、活化剂(硫化钠)、分散剂(六偏磷酸钠)的用量分别为240 g/t、800 g/t、800 g/t时, 粗选铜的回收率为64.65%, 粗精矿铜的品位达到4.54%。     

组合捕收剂浮选低品位铜矿的试验研究

采用化学多元素分析、XRD和SEM-EDS等技术对该铜矿的矿物组成和微观结构进行表征,研究表明:该铜矿中主要的有价元素为铜和银,含量分别为0.31%、20.51 g/t;铜主要赋存于黄铜矿中,未发现银的独立矿物,银可以作为综合回收的对象。在工艺矿物学研究基础上,对铜矿进行了组合捕收剂浮选试验研究,通过磨矿细度试验,捕收剂种类、用量及配比试验,确定了磨矿细度为-0.074 mm占85%,BK320+Z-200组合作为捕收剂,综合用量为80 g/t,配比为3∶1。通过"一次粗选、一次扫选、三次精选"的浮选工艺流程,可获得铜、银品位分别为17.21%、652.47 g/t,回收率分别为77.65%、45.38%的含银铜精矿,实现了低品位铜矿中铜、银的有效回收利用。     

某低品位铜铅锌多金属硫化矿选矿工艺研究

某低品位铜铅锌多金属硫化矿的原矿品位分别为Cu 0.47%、Pb 1.236%和Zn 0.891%。矿石中铜铅锌有用矿物的嵌布粒度较细且共生关系较复杂。试验着重探讨了磨矿细度、浮选捕收剂和调整剂的优化,在解决矿物有效解离的前提下,提高铜铅锌浮选分离的选择性。当原矿磨矿细度为-0.074mm占80%时,采用乙硫氮作捕收剂,石灰、硫酸锌和亚硫酸钠作调整剂,粗选获得的铜铅混合粗精矿再磨至-0.043mm占81.31%后,经两次精选获得铜铅混合精矿。铜铅混合精矿采用活性炭脱药,亚硫酸钠和CMC组合抑铅,Z200浮选铜,实现了铜铅分离。铜铅混合浮选尾矿,采用硫酸铜活化,丁基黄药作捕收剂,浮选获得锌精矿。最终浮选指标为:铜精矿的铜品位27.26%,铜回收率80.62%;铅精矿的铅品位59.35%,铅回收率85.20%;锌精矿的锌品位41.14%,锌回收率为82.74%。为该低品位铜铅锌多金属硫化矿资源的开发利用提供了可行的技术方案。     

混合铜冶炼渣浮选回收铜试验研究

粗选Ⅰ采用选择性强的捕收剂进行快速浮选,粗选Ⅱ采用捕收能力强的捕收剂进行分步浮选的工艺流程,对某冶炼混合炉渣进行了铜回收试验。结果表明,在磨矿细度为-45μm占85%给料下,以Z-200为粗选Ⅰ作业的捕收剂,快速浮选能直接获得含铜为27.57%、回收率为56.97%的铜精矿;以WP为粗选Ⅱ和扫选作业的捕收剂,并采用Na2S对矿浆进行硫化,调节p H为9.4,能获得含铜为17.32%、回收率为30.05%的铜精矿。混合后能获得含铜为22.89%,回收率为87.02%的最终铜精矿,同时渣选尾矿含铜降至0.23%。     

柿竹园野鸡尾铜锡矿体锡浮选回收试验研究

柿竹园野鸡尾铜锡多金属矿含Cu 0. 18%,含Sn 0. 36%,其它有价元素均较低。由于铜锡有价元素嵌布粒度较细,磨矿粒度较细,采用重选回收率较低,因此采用浮选的方法来回收锡石。本研究采用碳酸钠作为pH值调整剂,硝酸铅作为活化剂,GYB作为捕收剂,松醇油作为起泡剂,采用一次粗选两次扫选三次精选的工艺流程,最终闭路试验结果表明,锡石精矿中锡含量为5. 27%、回收率62. 42%。     

湖南某闪锌矿选矿试验研究

对湖南某闪锌矿进行了选矿试验研究。研究了磨矿粒度、捕收剂种类及用量、活化剂用量对选别效果的影响, 结果表明, 磨矿粒度为-0.074 mm粒级占68.2%, 使用丁基黄药为捕收剂, 硫酸铜为活化剂, 一粗三精一扫闭路流程可获得锌精矿品位61.88%、回收率90.02%的较佳的浮选指标。     

安徽某富蛇纹石铜矿选矿试验研究

以安徽某含铜磁黄铁矿-蛇纹石(滑石)矿为研究对象,考察了磨矿细度、捕收剂种类、抑制剂种类、中矿再磨再选工艺等因素对铜矿浮选的影响。磨矿细度-0.074 mm粒级占84%、Z200+丁黄药为组合捕收剂、糊精为抑制剂,采用一粗两扫三精、中矿再磨再选浮选流程可获得铜精矿品位17.21%、回收率86.30%的指标,有效解决了该铜矿资源硅酸盐脉石泥化问题。     

新型捕收剂在缅甸某锡矿浮选中的应用

针对缅甸某含锡3.80%的锡矿石进行了浮选工艺试验研究。在磨矿细度为-74 μm粒级占74.20%,调整剂硫酸铵用量4 000 g/t、捕收剂DW271用量1 800 g/t、辅助捕收剂P86用量100 g/t条件下,经一粗二扫二精闭路浮选试验获得了锡精矿品位42.80%、锡回收率89.09%。     

某金矿石选矿试验研究

对某金矿进行了选矿试验研究。原矿磨矿细度为-0.074 mm粒级占97.52%,采用碳酸钠、水玻璃、硫酸铜为调整剂,2^#油为起泡剂,丁铵黑药为捕收剂,通过一次粗选、两次扫选和两次精选闭路试验,获得了精矿金品位27.50 g/t、尾矿金品位0.15 g/t、精矿产率9.20%、金回收率94.89%的选别指标。     

提高青海某铁金矿金浮选回收率的研究与实践

针对青海某铁金矿金浮选回收率偏低(仅有80%)的问题开展了系统研究, 发现磨矿粒度偏粗是原来生产金浮选回收率低的关键原因。通过试验确定适宜的磨矿粒度为-0.074 mm粒级占80.40%, 该磨矿粒度下采用一粗-两精-两扫的浮选工艺流程, 闭路试验获得了精矿金品位93.86 g/t、回收率87.96%的良好指标。现场改造在基本不改变浮选工艺流程及药剂制度情况下, 仅降低磨矿粒度, 取得了明显的效果, 金回收率提高到87.5%。     

某高砷含碳低品位难选金矿浮选试验研究

对某高砷含碳低品位难选金矿进行了浮选试验研究。采用碳酸钠和水玻璃为调整剂, 实现了矿泥分散和脉石矿物的选择性抑制; 采用Y89-0为捕收剂, 实现了对载金矿物(黄铁矿和砷黄铁矿)的选择性捕收。在磨矿细度-0.074 mm粒级占80%条件下, 采用一粗二精三扫闭路浮选流程, 在原矿金品位2.36 g/t时, 可获得精矿金品位36.08 g/t、回收率86.77%的良好指标。     

内蒙古某金矿阶段磨矿—阶段浮选试验研究

内蒙古某金矿山原矿金品位为2.83 g/t,其中金银矿物嵌布粒度细且与脉石矿物连生紧密,不利于单体解离。为了进一步实现金矿的高效富集,在工艺矿物学研究基础上确定了阶段磨矿—阶段浮选工艺流程,并进行了详细的浮选试验。结果表明:（1）矿石中含有少量银金矿和碲银矿,主要载金矿物为黄铁矿和磁黄铁矿,其中黄铁矿中金含量为62.20 g/t,占矿石中金总量的41.61%,磁黄铁矿中金含量为32.30 g/t,占矿石中金总量的23.77%,脉石矿物以石英、绿帘石、绿泥石、长石和云母等矿物为主。（2）以"丁基黄药+丁铵黑药"为主要捕收剂,5460为辅助捕收剂,在一段磨矿细度为-0.074 mm占90%、二段磨矿细度为-0.038 mm占75%的条件下,采用两次粗选三次精选两次扫选、中矿顺序返回的闭路工艺流程,获得了金品位38.00 g/t、回收率80.06%的精矿产品,较原浮选流程中金矿品位提高13.8%个百分点,回收率提高6.75个百分点,有效实现了金矿的富集。      

辽宁某含铁低品位磷矿石选矿试验研究

辽宁某含铁低品位磷矿石中可回收元素为磷和铁,磷品位2.17%,铁品位11.50%,磷和铁主要以磷灰石和磁铁矿形式存在。试验采用浮选-磁选联合流程,浮选为一粗一扫二精流程,在磨矿细度为-0.074mm72%的条件下,以碳酸钠为pH值调整剂、水玻璃为抑制剂并使用复合捕收剂,获得磷品位为35.25%、磷回收率为93.71%的磷精矿。磷浮选尾矿经磁选和精矿再磨磁选,得到TFe含量66.21%、TFe回收率55.72%的铁精矿。     

云南某金矿选矿试验研究

针对云南某金矿石金以细粒、微细粒赋存于石英、黄铁矿的性质,在磨矿细度-74μm75%、T31为活化剂、丁基黄药与A25为捕收剂的条件下,采用一粗一扫两精的工艺流程,获得了金精矿品位79.30g/t,回收率89.45%的较好指标。     

某低品位长石矿无氟无酸选矿工艺试验研究

对四川某地低品位长石矿进行了无氟无酸选矿提纯试验研究, 确定了“棒磨-磁选-浮选”工艺流程。在磨矿细度为-0.074 mm粒级占48.79%时, 通过弱磁选-SLon立环高梯度强磁选, 获得了Fe₂O₃含量为0.11%、长石回收率为83.83%的磁选尾矿, 再在十二胺为捕收剂、油酸钠为长石活化剂、六偏磷酸钠为石英抑制剂、不加pH值调整剂的条件下进行一粗一精二扫浮选, 最终获得Fe₂O₃含量0.19%、SiO₂含量80.12%、K₂O+Na₂O含量高于13%的长石精矿, 其综合回收率为55.03%。