用巯基捕收剂及其混合物从Okiep矿石中浮选硫化铜矿

本文研究了巯基捕收剂（黄药、黑药、二硫代氨基甲酸酯及其混合物）对富含斑铜矿的Okiep铜矿石浮选的影响.该矿石铜品位为1.8%.用分批浮选试验评价了捕收剂对浮选指标的影响,其中包括精矿产率、水回收率、铜回收率、铜品位和Klimpel浮选速率常数.试验结果表明,二硫代氨基甲酸二乙基酯（di-C2-DTC）是硫化矿物的弱捕收剂.用二乙基硫代磷酸盐（di-C2-DTP）捕收剂时获得的精矿铜回收率最高,泡沫含有较多的水,精矿铜品位较低,这种捕收剂除了具有捕收能力外还具有一定的起泡性质.在捕收剂用量为0.139 mol/t时,用90?-X：10%di-C2-DTP和90?-X：10%di-C2-DTC混合捕收剂获得的精矿铜回收率比单用C2-X要高.在捕收剂用量为0.0695 mol/t时,用90?-X：10%di-C2-DTC混合捕收剂获得的精矿铜品位比单用C2-X要高.     

含金低铜高硫难选铜硫矿石浮选分离工艺研究

某含金低铜高硫难选铜硫矿石,含铜仅有0.17%、含硫18%左右,铜硫比低,分离难度较大。通过铜捕收剂和选硫活化剂的优化选择,开展了磨矿细度、选铜捕收剂种类与用量、黄铁矿抑制剂石灰用量、选硫活化剂的种类与用量等条件试验,采用优先浮选工艺流程实现了该铜硫矿石的浮选分离,综合回收了矿石中的铜、硫及伴生金资源。结果表明,通过选铜为一粗二精一扫,选硫为一粗二精二扫的闭路流程,可获得铜品位为21.28%、铜回收率为82.62%的铜精矿,以及硫品位46.12%、硫回收率为90.95%的硫精矿,金在铜精矿中的品位和回收率分别达到13.86 g/t和76.23%的较好选别指标。     

高效捕收剂EP浮选复杂铜硫矽卡岩型矿石的试验研究

永平矽卡岩铜矿石含铜0.590%、硫10.65%,铜氧化率15.25%,是高硫、高氧化率、泥化程度严重的复杂难选铜矿,应用优先浮选流程使浮游性差、上浮速度慢的铜矿物得到充分上浮,选用铜高效捕收剂EP提高对铜矿物的捕收能力和选择性,通过铜捕收剂、铜粗选矿浆pH值、药剂用量、搅拌充气能力等工艺条件优化,闭路试验获得较高的选矿技术指标:铜精矿品位24.65%、铜回收率77.67%,硫精矿品位48.30%、硫回收率82.69%。     

新疆某硫化铜矿选矿试验

根据矿石性质,新疆某硫化铜矿含有有价元素铜、硫,可通过浮选进行回收。为此,进行了铜硫混合—分离浮选流程试验,在磨矿细度-0.074 mm占60%,调整剂为水玻璃且用量为350 g/t,捕收剂为Z-200且分段用量为(35+25)g/t,石灰用量为2 000～3 000 g/t的条件下,经1粗2扫2次精选得铜硫精矿,再进行1粗1扫2次精选铜硫分离得到了铜品位为23.55%、回收率为93.76%的铜精矿和硫品位为38.84%、回收率为52.37%的硫精矿,试验技术指标理想。     

某难选铜矿石铜硫浮选分离试验

某地难选铜矿石浮选,采用铜部分优先-混选精矿再磨分选工艺流程,用Zj-02作捕收剂、石灰作抑制剂抑硫浮铜,获得铜精矿含铜19.30%、铜回收率88.51%,铜精矿含金2.52g/t、金回收率78.71%的较好指标。     

新疆某高硫铜锌矿选矿试验

针对新疆某高硫铜锌矿石的性质特点,采用铜锌混合浮选-混合粗精矿再磨-铜锌分离-铜锌混浮尾矿选硫的原则流程对该矿石进行了选矿试验研究。研究表明,铜锌混合浮选和铜锌混合粗精矿再磨适宜的磨矿产品细度分别为-0.074 mm占90%和-0.043 mm占95%;J102和丁基黄药为铜锌混合浮选的有效捕收剂;T-21与硫酸锌组合对闪锌矿具有较强的抑制作用;J102对铜矿物的选择性捕收可以较好地实现铜锌分离。采用试验确定的闭路流程处理该矿石,可获得铜品位为20.09%、铜回收率为86.46%的铜精矿,锌品位为52.48%、锌回收率为67.35%的锌精矿,硫品位为45.95%、硫回收率为74.09%的硫精矿。     

新疆某高硫铜锌矿选矿试验

针对新疆某高硫铜锌矿石的性质特点,采用铜锌混合浮选—混合粗精矿再磨—铜锌分离—铜锌混浮尾矿选硫的原则流程对该矿石进行了选矿试验研究。研究表明,铜锌混合浮选和铜锌混合粗精矿再磨适宜的磨矿产品细度分别为-0.074 mm占90%和-0.043 mm占95%;J102和丁基黄药为铜锌混合浮选的有效捕收剂;T-21与硫酸锌组合对闪锌矿具有较强的抑制作用;J102对铜矿物的选择性捕收可以较好地实现铜锌分离。采用试验确定的闭路流程处理该矿石,可获得铜品位为20.09%、铜回收率为86.46%的铜精矿,锌品位为52.48%、锌回收率为67.35%的锌精矿,硫品位为45.95%、硫回收率为74.09%的硫精矿。     

复杂铜硫多金属矿综合利用试验研究

针对国内某铜硫多金属矿,含铜0.45%,硫33.65%、金1.45g/t、银41.02g/t,试验采用优选浮选工艺,铜回路采用一粗二扫二精的浮选流程并使用组合捕收剂硫脲+MOS-2的方法,获得铜精矿铜品位20.39%、铜回收率81.00%;硫回路采用一粗二扫的浮选流程并使用调整剂硫酸+捕收剂丁基黄药,通过闭路试验得到硫精矿硫品位49.68%、硫回收率96.24%,伴生金、银综合回收率分别达到91.71%、95.17%。试验指标较好,对该资源开发利用具有借鉴意义。     

甘肃某低品位难选铜硫矿选矿试验

根据甘肃某低品位难选铜矿石的特点,进行了铜硫混合浮选、混合精矿铜硫分离条件研究,试验确定的工艺技术条件可有效解决次生硫化铜含量高所造成的铜硫难以分离问题。在铜硫混合浮选磨矿细度为-0.074 mm占70%、铜硫混合精矿再磨细度为-0.043 mm占90%的情况下,采用1粗2精1扫混浮铜硫、铜硫混合精矿再磨后1粗1扫2精铜硫分离、中矿顺序返回流程处理该矿石,最终可获得铜品位为16.25%、回收率为63.92%的铜精矿,以及硫品位为37.45%、回收率为80.10%的硫精矿。     

提高铜及伴生金回收率选矿实践

在含金硫化铜矿石的选矿过程中采用两段磨矿,一段磨矿至≦0.074 mm≥65%进行铜硫混选作业,铜硫混合浮选产出的混合精矿分级再磨至≦0.045 mm≥85%进行铜硫分离作业.一段磨矿通过调整磨机补加钢球的球径配比,二段磨矿采用立磨机代替传统球磨机,提高磨矿效率,优化磨矿产品粒级分布,在选别过程中采用MA-1和MOS联合捕收剂代替黄药,铜硫分离作业降低石灰用量,使用选择性较好的Z200做为捕收剂,结合浮选柱液位调整精矿品位,有效提高铜及伴生金的回收率,充分利用资源,提高企业经济效益.     

用高效捕收剂PZO实现铜金硫多金属矿浮选分离的研究

为实现西南某铜金硫多金属矿在低碱环境下的浮选分离,对硫化铜矿捕收剂 PZO的性能进行了研究．结果表明,PZO的起泡性能不仅优于2号油和 M IBC ,而且对硫化铜矿和自然金的选择捕收效果优于丁铵黑药和丁基黄药．在原矿铜品位1．23,、金品位1．98 g/t、银品位26．15 g/t、硫品位12．68,时,采用组合药剂丁基黄药＋PZO作捕收剂,铜硫分离时将石灰用量从丁基黄药＋2号油组合时的6000 g/t（pH＝11．2）降至3000 g/t（pH＝9．8）,最终可获得铜品位23．02,、回收率92．65,,金品位20．32 g/t、回收率50．88,,银品位267．35 g/t、回收率56．50,的铜精矿,以及品位41．52,硫精矿的良好指标．     

环双醚硫代氨基甲酸酯和重芳烃协同浮选硫化铜矿北大核心

针对黑龙江某低品位铜矿存在品位低、伴生金属干扰等问题,研究将环双醚氨基甲酸酯和重芳烃混合使用,发现产生协同效应,可大幅提高铜矿疏水性和铜精矿回收率。捕收剂环双醚硫代氨基甲酸酯中C=S键可以与硫化铜矿发生化学吸附,对硫化铜矿具有高选择性,且不易浮选黄铁矿,重芳烃类捕收剂作为辅助捕收剂,与O异戊基双氧乙叉异丁基硫代氨基甲酸酯混合使用,提高捕收能力。对原矿铜品位为0.353%的低品位铜矿进行一粗两精两扫的浮选闭路试验,获得了铜精矿铜品位19.955%、铜回收率为96.10%的选别指标。结果表明,环双醚硫代氨基甲酸酯和重芳烃协同作用在黄铁矿存在下对硫化铜展现了高选择性和强捕收能力,对低品位铜矿获得超高的回收率具有理论意义和应用价值。     

安庆某低品位铜矿石选矿试验

针对安庆铜矿铜品位低,铜矿物嵌布粒度不均匀等性质特点,采用半优先半混合-混合精矿再磨分离的原则流程,以BK-302作为优先浮选捕收剂、丁基黄药+丁铵黑药作为混合浮选的捕收剂,最终闭路试验获得了铜精矿含铜22.02%、含金2.73 g/t、银103.09 g/t,铜、金、银回收率分别为87.08%、58.47%和63.84%的良好的选别指标。     

某微细嵌布铜矿的选矿试验研究

针对陕西某微细粒嵌布铜矿的矿石性质,进行了磨矿细度、捕收剂、调整剂、浮选精矿再磨等研究。结果表明:采用磨矿-优先选铜-铜粗精矿再磨-铜精选-铜扫选尾矿选硫工艺,可获得铜精矿品位Cu16.94%,铜回收率80.89%;硫精矿品位S 36.77%,硫回收率78.85%的选别指标。      

某含银高硫铜矿的选别流程对比实验研究

云南某含银高硫铜矿,矿石中矿物组成较为复杂,目的矿物硫化铜矿物、硫化铁矿物嵌布粒度不均匀且多数较细,银载体矿物分散。在矿石性质研究的基础上进行了选别流程对比实验研究。结果表明,采用优先浮选获得了铜品位21.60%、银品位602.84 g/t及铜回收率89.30%、银回收率54.39%的铜精矿,硫品位45.60%及硫回收率89.79%的硫精矿;采用混合浮选获得了铜品位21.24%、银品位598.42 g/t及铜回收87.38%、银回收率54.01%的铜精矿,硫品位46.38%及硫回收率87.92%的硫精矿。相对于混合浮选流程,在铜精矿中银回收率相近的情况下,优先浮选流程更充分的回收了矿石中的铜、硫,且流程稳定可靠及适合生产应用,可作为选矿工艺技术依据。     

提高某难选铜硫矿石铜的回收率

研究某难选铜硫矿石的浮选工艺，提高铜回收率。在原矿含铜1．09％，含硫32％的情况下，采用磨矿细度-74μm占70％，以ZH-01为捕收剂，用（石灰＋Na2S＋KG）组合抑制剂抑硫浮铜，经一粗二扫二精的工艺流程选别，获得铜品位14．2％，回收率70．30％。金品位3．7g／t，回收率33．5％，尾矿即为硫精矿的较佳指标。铜和金回收率分别比现生产工艺提高10％和11％。     

华北某低品位铜钼矿石选矿试验

为解决华北某低品位斑岩型铜钼矿石的高效、低成本开发利用问题,在查明了矿石中主要有用矿物为黄铜矿、斑铜矿和辉钼矿,原生硫化铜+次生硫化铜占总铜的97.10%,硫化钼占总钼的96.02%后,以钼矿物浮选新型捕收剂为研究核心,对该矿石进行了铜钼混合浮选试验。结果表明,该矿石适宜的磨矿细度为-0.074 mm占65%,铜钼混浮粗选捕收剂Mo+MC用量为12+3 g/t,矿浆调整剂石灰用量为1 500 g/t,起泡剂2#油用量为25 g/t,采用1粗3精3扫、中矿顺序返回的闭路流程处理该矿石,可获得铜、钼品位分别为23.72%、1.044%,铜、钼回收率分别为87.22%、74.39%的铜钼混合精矿。     

西藏某选矿厂铜钼混合精矿分离浮选试验

西藏某大型铜钼矿石铜品位0.81%,钼品位0.017%,铜、钼分别主要以黄铜矿、辉钼矿的形式存在。选矿厂采用铜钼混合浮选—分离浮选原则流程进行生产,钼精矿品位和回收率较差,铜含量偏高。为获得合格的钼精矿产品,进行铜、钼分离浮选试验。结果表明,以铜品位20.17%、钼品位0.67%的铜钼混合精矿为给矿,在水玻璃用量1 000 g/t、硫化钠用量10 000 g/t、煤油用量80 g/t的条件下,1粗3精—精选3精矿再磨(-0.074 mm 90%)—2次精选闭路试验可获得钼品位46.52%、回收率82.47%、含铜1.21%的合格钼精矿和铜品位20.38%、回收率99.91%的合格铜精矿,金、银主要富集在铜精矿中,品位分别为12.29,562.50 g/t。相比生产指标,钼精矿品位提高10.37个百分点,回收率提高13.94个百分点,铜含量降低2.13个百分点,实现了混合精矿铜、钼的有效分离。试验结果可供选矿厂工艺流程升级改造提供技术依据。     

某低品位铜铅锌硫化矿浮选分离试验研究

针对某低品位铜铅锌硫化矿,采用铜铅顺序优先浮选-锌硫混合浮选再分离工艺进行了浮选分离试验研究。选用高效选择性铜捕收剂BK916和铅捕收剂BK906进行了铜铅顺序优先浮选试验研究,并在锌硫分离试验研究中,利用环保型抑制剂BD和石灰的组合作用,有效抑制了锌硫混合精矿中的黄铁矿,获得了铜品位20.68%、铜回收率72.98%的铜精矿,铅品位61.38%、铅回收率73.57%的铅精矿,锌品位46.31%,锌回收率73.17%的锌精矿和硫品位48.54%的硫精矿。     

新疆某低品位钼矿石高效利用选矿试验

新疆某低品位钼矿石钼品位仅0.076%。矿石中除钼外,还伴生含量为0.033%的铜和含量为1.232%的硫。虽然钼、铜、硫主要以辉铜矿、黄铜矿、黄铁矿形式存在,但它们共生关系密切,分离困难。根据矿石性质开展综合回收钼、铜、硫的选矿试验,首先将原矿粗磨至-0.074 mm占85%后进行钼铜硫的混合浮选,然后将钼铜硫混合精矿细磨至-0.043 mm占95%后进行钼铜与硫的分离浮选,最后对钼铜混合精矿进行钼与铜的分离浮选,并在钼铜硫混合浮选过程中使用新型捕收剂GZW101和新型抑制剂GTS、在钼铜分离浮选过程中使用新型抑制剂GLN,最终获得了钼品位为47.03%、钼回收率为73.20%的钼精矿以及铜品位为14.89%、铜回收率为77.26%的铜精矿和硫品位为54.26%、硫回收率为88.94%的硫精矿,从而为该矿石的高效利用提供了依据。