西藏某细粒嵌布难选硫化铜矿选矿实验研究

西藏某细粒嵌布难选硫化铜矿含铜0.45%,含硫3.1%,铜氧化率9.91%,矿石中铜矿物以黄铜矿为主,黄铜矿分布极不均匀,部分呈微细粒状,与脉石不易单体解离,是影响铜矿物回收的重要因素。实验采用铜硫混浮、粗精矿再磨后铜硫分离、铜硫混浮尾矿脱硫的工艺流程,药剂制度以石灰为调整剂,A4和丁铵黑药为铜矿物捕收剂,戊基黄药为黄铁矿捕收剂,MIBC为起泡剂,闭路实验取得了良好的选矿技术指标:铜精矿铜品位25.32%,铜回收率85.56%;金品位21.02 g/t,金回收率63.37%;银品位119.25 g/t,银回收率80.53%。同时,获得一个含硫19.82%、回收率78.20%的硫精矿,矿石中的黄铁矿得到综合回收。      

梅山铁矿硫浮选原矿和硫精矿的工艺矿物学研究

针对梅山铁矿硫浮选所得硫精矿品位不高和硫回收率较低的问题,运用矿物解离分析仪（MLA）测试与化学分析、XRD分析等相结合的手段,详细研究了浮选原矿和硫精矿中硫矿物的工艺矿物学特征,重点分析了浮选回收主要矿物黄铁矿的嵌布特征、粒度及解离特性等,查明了浮选原矿粒度较粗、黄铁矿单体解离不充分是其浮选选别指标较差及浮选铁尾矿中硫含量较高的主要原因,提出了浮选粗精矿再磨再选的建议,为梅山铁矿浮硫工艺流程优化提供了理论依据。      

内蒙古获各琦铜矿工艺矿物学研究

内蒙古获各琦铜矿是以铜矿为主的多金属矿床,具有接触交代型矿床特征,铜品位为1.10%。通过分析矿石化学成分、矿物组成及赋存形态,了解主要矿物的结构构造、单体解离、嵌布粒度及特征,查明了生产实践中影响铜回收率的矿物学因素,并推荐使用优先浮铜-浮铜尾矿再磁选综合回收硫、铁的工艺流程,可为该矿产资源的开发利用提供技术依据。     

某含硫铁矿优化硫资源回收的工艺矿物学研究

南京某铁矿选矿厂在利用含硫铁矿石选铁的过程中反浮选回收以黄铁矿为主的伴生硫矿物,但目前黄铁矿浮选的指标较差。运用矿物解离分析仪（MLA）测试、化学分析、XRD分析等相结合的手段,研究了现有入浮原矿和浮选硫精矿中硫矿物的工艺矿物学特征,主要对黄铁矿的粒度分布及其解离度进行了测定,分析了黄铁矿浮选指标较差和浮选铁尾矿含硫较高的原因。研究结果表明：入浮原矿的磨矿细度较低,-0.074 mm含量为60.80%;入浮原矿中黄铁矿单体解离度不高,为70.92%,不利于硫精矿品位及硫回收率的提高;硫精矿中黄铁矿单体解离度仅为8072%,连生体较多是导致其品位较低的主要原因。黄铁矿的嵌布特征分析结果表明,大部分连生体中的黄铁矿容易进一步实现单体解离。因此可通过优化药剂制度及浮选条件提高粗选的硫回收率,降低铁尾矿中的硫含量,并通过对浮选粗精矿再磨-精选提高硫精矿品位,且该研究结果可为优化该含硫铁矿的硫资源回收工艺提供重要的理论基础。     

某复杂低品位铜锌硫化矿工艺矿物学研究

针对某复杂低品位铜锌硫化矿,为降低选矿成本及为生产提供指导依据,进行了工艺矿物学研究。采用化学多元素分析、矿物自动分析仪(MLA)、光学显微镜等分析手段,查明了矿石的元素组成及矿物组成、主要矿物的嵌布特征、共生关系、粒度分布及解离度特征。结果表明,矿石中Cu品位为0.60%,锌品位为0.25%;含铜矿物主要为黄铜矿,含锌矿物主要为闪锌矿;铜锌硫矿物嵌布关系复杂,嵌布粒径大小悬殊,主要矿物单体含量低,黄铜矿及闪锌矿的单体解离度分别为37.92%、32.43%、单体解离度不高;矿石中存在极细粒黄铜矿且细粒级黄铜矿包裹于黄铁矿、磁铁矿、闪锌矿、脉石中导致铜回收困难,部分闪锌矿粒度极细且铜锌硫矿物共生关系紧密,相互包裹,共同赋存于脉石中导致铜锌分离困难。     

某硫化铜矿工艺矿物学研究北大核心

为充分了解某硫化铜矿矿石性质,制定合理的选别工艺流程,利用化学多元素分析、化学物相分析、光学显微镜及MLA(矿物特征自动定量分析仪)等综合手段,对矿石化学成分、矿物组成、主要有用元素的赋存状态以及主要矿物的嵌布特征等进行分析研究。结果表明,该矿石主要目的元素为Cu,品位为1.08%,伴生稀贵金属元素金、银品位分别为0.33 g/t和12.07 g/t。黄铜矿为主要含铜矿物,其嵌布粒度不均匀,以中细粒嵌布为主,且与脉石矿物及其他金属矿物共生关系复杂,需在选矿中细磨以实现单体解离。伴生金元素主要以自然金的形式存在,且嵌布粒度较细,共生关系复杂,采用常规选矿方法回收难度大;伴生银元素分布较分散,在独立矿物硫银铋矿中的分配率较低,独立回收难度较大。根据以上结果,建议采用“铜硫混浮-铜硫分离”的选矿工艺流程,并对铜硫混合粗精矿再磨后进行铜硫分离,银可在铜、硫精矿中计价回收,金则需采取化学选矿的方法进行回收。     

广东大尖山某铅锌多金属矿石工艺矿物学研究

广东大尖山某铅锌多金属矿石铅品位为1.10%,锌品位为4.95%,银品位为23.4 g/t,铁品位仅10.79%,硫品位为7.30%,其中铅、锌、银具有较高的利用价值。为给该矿石选别工艺流程的制定提供依据,对该地区代表性矿石进行了工艺矿物学研究。结果表明:(1)矿石金属矿物主要有方铅矿、铁闪锌矿、闪锌矿、黄铁矿、磁黄铁矿、黄铜矿、白铁矿,银分散在方铅矿、闪锌矿等硫化矿物中,未形成独立银矿物。(2)矿石闪锌矿、方铅矿、黄铁矿呈致密块状分布;黄铁矿、闪锌矿呈浸染状分布;磁黄铁矿、黄铁矿、闪锌矿、方铅矿组成不规则团块与脉石构成不规则斑染状分布;由方铅矿、闪锌矿及脉石组成的矿脉穿切黄铁矿、石英、绢云母;黄铁矿呈自形晶产出,浸染状分布,被闪锌矿、方铅矿脉穿切交代。(3)方铅矿和铁闪锌矿、闪锌矿的嵌布粒度均属极不等粒嵌布,方铅矿嵌布粒度较铁闪锌矿、闪锌矿更为分散。(4)方铅矿单体解离较差,-0.076 mm粒级仅有90.38%单体解离,-0.045 mm粒级也未达到完全解离;铁闪锌矿、闪锌矿单体解离度较方铅矿高,-0.076 mm粒级92.91%已单体解离。     

江西某低品位次生蓝辉铜矿石选矿试验

江西某蓝辉铜矿石铜品位为0.30%,原生硫化铜仅占总铜的6.67%,次生硫化铜占总铜的80.00%,主要铜矿物蓝辉铜矿多以不规则粒状集合体形式充填在脉石或黄铁矿粒间,大部分易与黄铁矿解离,细粒蓝辉铜矿与黄铁矿不易单体解离。为高效回收该铜矿资源,进行了选矿试验研究。结果表明,矿石在磨矿细度为-200目占70%的情况下,采用1粗2精1扫铜硫混浮、混浮精矿1粗2精1扫铜硫分离、铜硫分离精选1尾矿和扫选精矿合并再磨至-325目占85%后再返回,其余中矿直接顺序返回流程处理,最终可获得铜品位为20.29%、含硫42.97%、铜回收率为71.02%的铜精矿,以及硫品位为37.42%、含铜0.28%、硫回收率为80.04%的硫精矿,较好地实现了铜和硫的回收。     

谦比希铜矿中铜矿物的解离特性及其可浮性研究

矿物的单体解离是浮选分离的前提，查明矿石细度、目的矿物单体解离度和矿石可浮性三者之间的内在联系，可为浮选前物料的准备提供指导。为此，以赞比亚谦比希西矿体矿石为例，借助矿物解离分析系统（MLA），初步探讨了不同细度下有用矿物的解离特性与可浮性的关系。研究结果表明：谦比希铜矿中的主要铜矿物为黄铜矿，含量为5.32%，脉石矿物主要有正长石、石英和云母；原矿中黄铜矿属于以微细粒为主的不等粒嵌布，黄铜矿颗粒介于10~500 μm，且多数与长石和石英毗邻，部分细颗粒被包裹在粗颗粒的长石和云母中，仅有少量单体解离颗粒存在；将原矿磨至-74 μm占70%，黄铜矿的自由表面由60.88%升高至78.14%，单体解离颗粒含量由28.90%增加至54.24%，但连生体中铜矿物的分布规律没有改变；试验矿石浮选过程最有效的选别粒度为18~100 μm，粗颗粒中铜的损失是由于铜矿物单体解离度低，过细物料的损失则是因为物料可选性差。     

我国南方某复杂硫化铜矿石工艺矿物学研究

针对某低品位硫化铜矿进行工艺矿物学研究,结果表明,该铜矿石矿物成分复杂,主要原生硫化铜矿物为黄铜矿,次生硫化铜矿物为铜蓝和少量辉铜矿、砷黝铜矿,氧化铜矿物为黑铜矿;脉石矿物以石英、绿帘石、石榴石、透辉石、透闪石、绿泥石、绢云母、长石为主。原矿含铜0.55%,铜在原生硫化铜和次生硫化铜矿物中的分布率分别为42.18%和36.36%。黄铜矿为细~微细粒不均匀嵌布,粒度集中在0.01~0.16 mm;铜蓝嵌布粒度则集中在0.02~0.16 mm。由于部分硫化铜矿物常和石英、磁黄铁矿共生,选择合理的磨矿细度,使细粒嵌布的铜矿物充分单体解离是本矿石获得较好选矿指标的关键。     

青海某矽卡岩型铁多金属矿选矿试验研究

青海某矽卡岩型铁多金属矿含Cu 0.42%、S 5.30%、TFe 35.86%,是以蛇纹石、透辉石、绿泥石为主要脉石矿物的复杂难选铁多金属矿。主要矿石矿物磁铁矿、黄铜矿、黄铁矿、磁黄铁矿间嵌布关系密切,多呈港湾状分布并与脉石矿物包裹、接触,粒度粗细不均,20μm以下含量高,单体解离困难,较难得到合格的精矿产品。根据矿石性质,进行了多种流程试验,最终采用铜硫依次浮选-尾矿选铁流程进行选别,获得了铜精矿品位为16.51%,铜回收率为71.37%;硫精矿品位为29.03%,硫回收率为76.48%;铁精矿品位为63.19%,全铁回收率71.79%,铁精矿含硫0.73%的选矿指标。     

某含铜硫磁铁矿石合理选矿工艺研究

某铁矿矿石中铁矿物以磁铁矿为主,并伴生有少量可供综合回收的黄铜矿和黄铁矿。为了给该矿山的开发建设提供可行性研究和设计依据,进行了-75 mm干式磁选抛尾-先浮后磁或先磁后浮阶段磨选、原矿直接先浮后磁或先磁后浮阶段磨选共4种流程的选矿试验研究。根据试验结果,经分析比较,推荐采用-75 mm干式磁选抛尾-先磁后浮阶段磨选流程。该流程可预先抛弃产率达21.0.4%的废石,最终获得铁品位为66.10%、铁回收率为83.48%、硫含量为0.26%的铁精矿,铜品位为15.04%、铜回收率为63.27%的铜精矿以及硫品位为45.51%、硫回收率为72.89%的硫精矿     

从河口铜矿石中回收铜铁硫的选矿试验

云南河口铜矿石含Cu 0.59%、S 4.57%、Fe 26.98%,属伴生硫铁的低品位硫化铜矿石,铜、硫、铁在矿石中分别主要以黄铜矿、黄铁矿、磁铁矿形式存在,但有少部分黄铜矿与黄铁矿形成固熔体。采用铜硫混合浮选-铜硫分离浮选-浮选尾矿弱磁选工艺对该矿石进行综合回收铜、硫、铁的选矿试验,得到了铜品位为18.03%、铜回收率为93.07%的铜精矿,硫品位为52.02%、硫回收率为56.34%的硫精矿和铁品位为61.90%、铁回收率为27.38%的铁精矿,从而为该矿石的合理开发利用提供了技术依据。     

某高硅铜硫矿石分选试验

广西某高硫铜矿石中滑石等易浮硅质矿物含量高,现场采用弱磁选-浮铜-浮硫工艺流程进行分选,除弱磁选能较好地回收磁黄铁矿外,黄铜矿浮选和黄铁矿浮选均因易浮硅质矿物的干扰而难以获得合格精矿。为此,在大量探索试验的基础上,采用弱磁选-黄铜矿和硅质矿物混合浮选-混浮精矿铜硅摇床分离-混浮尾矿浮黄铁矿的工艺流程处理该矿石,获得了磁选硫精矿硫品位和回收率分别为38.69%和64.48%,浮选硫精矿硫品位和回收率分别为44.57%和30.99%,铜精矿铜品位和回收率分别为13.87%和63.89%的良好试验指标,有效地综合回收了铜、硫矿物。     

非洲某难选高硫铜锌硫化矿选矿试验研究

非洲某高硫铜锌硫化矿中Cu和Zn的品位分别为1.30%、2.97%。由于原矿中铜矿物嵌布粒度细，与锌矿物紧密共生，矿石中次生铜矿物易氧化释放出铜离子活化闪锌矿，导致精矿互含率高，生产指标较差。 针对该矿石特点，进行了系统的工艺优化试验。结果表明：①矿石中主要铜矿物为黄铜矿，嵌布粒度较细，主要集中在10~35 μm；锌矿物为铁闪锌矿，粒度集中在10~75 μm；有害元素As主要以毒砂形式存在，少量 存在于硫砷铜矿中；其它硫化物主要为黄铁矿；脉石矿物主要包括方解石、白云石、菱铁矿、石英等。②在磨矿细度为P80=75 μm的条件下，经“粗精矿再磨+1粗3精1扫”选铜和选锌流程，最终可获得Cu品位26.03% 、含Zn1.72%、Cu回收率84.02%、Zn损失率3.29%的铜精矿和Zn品位44.16%、含Cu2.84%、Zn回收率90.63%、Cu损失率9.80%的锌精矿，较好地实现了铜锌资源的分离与回收。③试验采用焦亚硫酸钠作为锌的高效抑制剂 ，降低了难免离子对闪锌矿的活化；对于部分共生关系致密，嵌布粒度极细的铜锌矿物，通过超细磨技术进一步促进了铜锌单体解离，最终实现了铜锌高效分离。     

浮选—浸出工艺回收澳大利亚某低品位铜金矿中的铜、金、硫

澳大利亚某低品位铜金矿中铜以黄铜矿形式存在,金大部分以单体自然金形式存在,赋存于硫化物及脉石粒间,部分以不可见金的形式被黄铁矿包裹。黄铜矿和黄铁矿嵌布粒度较细,平均粒度0.03 mm。试验采用混合浮选—铜硫分离工艺,获得铜、金品位分别为19.02%和13.99 g/t,铜、金回收率分别为73.00%和49.29%的铜精矿;硫精矿经再磨后利用绿金浸出剂浸金,获得对原矿金浸出率14.92%,金总回收率64.21%,浸渣硫品位30.23%,可作为硫精矿销售。      

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%。     

以羟乙基纤维素为抑制剂浮选分离铜硫

为检验铜硫分离新型抑制剂HEC的有效性,并了解HEC作用效果的影响因素,以丁基黄药为捕收剂,对黄铜矿、黄铁矿纯矿物进行了浮选试验,并以HEC为抑制剂进行了实际矿物浮选试验。结果表明：①丁基黄药对黄铜矿的捕收能力强于黄铁矿,且几乎不受矿浆pH值的影响,在无抑制剂的情况下,高碱环境可抑制黄铁矿的上浮。②HEC可用于铜硫分离,用量为200 mg/L时可显著抑制黄铁矿,但对黄铜矿的抑制能力很弱。③抑制剂HEC适宜在pH=7的环境下浮选分离黄铜矿与黄铁矿的人工混合矿。④在分选内蒙古某铜硫矿石时,以HEC为铜硫分离黄铁矿的抑制剂,可获得铜品位为23.21%、铜回收率为81.75%的铜精矿,以及硫品位为13.20%、硫回收率80.83%的硫精矿,较好地实现了铜硫分离。     

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。