某锡铜矿石重—浮联合选矿工艺研究

某锡铜矿石锡、铜含量分别为0.59%、0.18%,有害杂质砷含量为1.86%,属高砷低品位锡铜矿石,锡主要以锡石的形式存在,铜主要以硫化铜的形式存在。为高效回收矿石中的锡、铜,采用重—浮联合工艺进行了选矿试验研究。结果表明,矿石磨至粒度为-0.9 mm情况下,采用螺旋溜槽预富集高密度的锡石,对脱粗(+0.5 mm棒磨)后的预富集重选精矿进行摇床分级分选后,再采用反浮选工艺脱硫砷,可高效回收矿石中的主要有价矿物锡石;然后用浮选工艺从锡尾矿中回收铜,铜1次粗选精矿再磨至-0.043 mm占85%的情况下经3次精选获得铜精矿,1次精扫选、2次扫选精矿等各中矿均顺序返回,最终获得锡品位为53.97%、锡回收率为80.10%的锡精矿,以及铜品位为22.67%、铜回收率为54.07%的铜精矿。     

某高硫难选铜矿石选矿试验研究

铜陵有色某高硫难选铜矿石铜品位为0.72%、硫品位为19.4%;矿石中铜主要以黄铜矿形式存在,其次为斑铜矿、铜蓝、黝铜矿以及辉铜矿等;硫矿物绝大部分为白铁矿,另有微量的黄铁矿、磁黄铁矿等。为开发利用该矿石,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%条件下,以石灰为抑制剂、丁黄药和BK-301为捕收剂、2#油为起泡剂经1粗1扫选铜,铜粗精矿再磨至-0.044 mm占91.9%后经3次铜精选,铜扫选尾矿以硫酸为p H调整剂、硫酸铜为活化剂、丁黄药为捕收剂、2#油为起泡剂选硫,获得了铜品位为18.78%、回收率为87.76%的铜精矿和硫品位为39.55%、回收率为79.29%的硫精矿。     

云南东川某高锌难选铜锌硫化矿石选矿试验研究

云南东川某铜锌硫化矿石Cu品位为0.64%、Zn品位为6.21%,主要脉石矿物有石英、绢云母、方解石等,且矿石中的矿物多数都构成连生体,给铜锌分离造成困难。对该矿石采用抑锌浮铜的优先浮选工艺流程。在磨矿细度为-0.074 mm占80%条件下,用石灰调节pH,铜粗选用硫酸锌和焦亚硫酸钠组合抑制闪锌矿,Z-200为捕收剂;锌粗选以硫酸铜为活化剂,异丁基黄药为捕收剂;铜和锌均采用“一次粗选一次扫选两次精选”的工艺流程,其中,铜粗精矿需再磨至细度为-0.038 mm占90%,铜第一次精选尾矿需进行扫选。最终,经闭路流程试验获得Cu品位27.87%、Cu回收率75.17%的铜精矿和Zn品位49.23%、Zn回收率94.48%的锌精矿,铜精矿含锌5.41%,锌精矿含铜1.03%,铜锌互含较低,实现了铜锌分离。      

高效选择性铜捕收剂AP应用研究

研究用高效选择性铜捕收剂AP浮选新疆某斑岩型铜矿石。该矿石含铜0.52%、含硫1.62%。试验采用一次粗选、两次扫选、粗精矿再磨、三次精选流程,获得铜品位24.41%、回收率90.04%的铜精矿。表明捕收剂AP对黄铜矿具有很好的捕收能力和选择性。     

内蒙古某含银混合铜矿石选矿试验研究

内蒙古某含银铜矿石,由于其铜氧化率达20.16%,采用常规浮选工艺回收率较低。针对这种情况,采用优先浮选硫化铜后浮选氧化铜的原则流程,以丁基黄药与Z200质量比为3 GA6FA 1的组合捕收剂为硫化铜的捕收剂,以Na₂S为氧化铜调整剂,采用丁基黄药与羟肟酸钠混合捕收剂为氧化铜捕收剂。在磨矿细度为-0.074 mm占80%的条件下进行闭路试验,硫化铜经1次粗选和2次扫选,氧化铜经1次粗选1次扫选,所获得的硫化铜和氧化铜粗精矿混合产物经过4次精选,最终可获得铜品位为19.18%、银品位为2 308 g/t,铜回收率为80.90%、银回收率为81.03%的铜精矿产品。      

刚果（金）某细粒复杂铜矿石浮选试验

刚果（金）某细粒复杂铜矿石铜品位为2.69%,主要铜矿物为斑铜矿,大部分以细粒及微细粒不规则状嵌生在脉石矿物中,黄铜矿、孔雀石少量。矿石中次生硫化铜、原生硫化铜和氧化铜分别占总铜的76.21%、13.38%和7.43%。为确定该矿石资源的高效开发利用方案,进行了选矿试验。研究结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占85.86%的情况下,以BKD-1为捕收剂、Na₂S为氧化铜矿物的活化剂、碳酸钠为矿浆pH调整剂,采用3粗2精2扫、扫选精矿合并1次扫精选流程处理,获得了铜品位为38.52%、铜回收率为97.52%的铜精矿。     

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。     

云南某铜铅锌多金属矿石选矿试验研究

云南某铜铅锌多金属矿石铜、铅、锌含量分别为1.08%、1.51%、2.36%。为开发利用该矿石,对其进行了选矿试验研究。结果表明：原矿磨细至-0.075 mm占72.50%,以硫酸锌+EMT-12为抑制剂、EMS-602为捕收剂经1粗3精1扫优先选铜,选铜尾矿以石灰为调整剂、硫酸锌+EMT-12为抑制剂、EMS-001为捕收剂经1粗3精1扫选铅,选铅尾矿以硫酸铜为活化剂、丁基黄药+乙基黄药为捕收剂经1粗3精1扫选锌、选锌尾矿以EMH104+硫酸铜为活化剂、丁基黄药为捕收剂经1粗1扫选硫,可以得到铜品位为20.33%、回收率为86.29%的铜精矿,铅品位为55.68%、回收率为84.35%的铅精矿,锌品位为46.83%、回收率为86.97%的锌精矿,硫品位为38.96%、回收率为71.92%的硫精矿,达到了对铜、铅、锌、硫综合回收的目的。     

江西某低品位复杂铜钨多金属矿石浮选工艺研究

江西某铜钨复杂多金属矿石铜品位为0.11%、硫品位为1.16%、WO₃含量为0.22%。矿石中白钨矿、黄铜矿均以中细粒嵌布为主,白钨矿在0.01~0.3 mm粒级占79.55%,黄铜矿在0.01~0.3 mm粒级占81.83%。为给该矿石的开发利用提供依据,在矿石性质分析基础上,采用铜硫混合浮选-分离浮选、混浮尾矿浮钨的工艺流程进行了试验。结果表明：原矿磨细至-0.074 mm占65%,以水玻璃为抑制剂、SN-9为捕收剂、BK201为起泡剂经2粗3精2扫铜硫混合浮选,混合浮选精矿以石灰为抑制剂、Z-200为捕收剂经1粗4精2扫铜硫分离浮选,混合浮选尾矿以碳酸钠为调整剂、水玻璃为抑制剂、W-1205为捕收剂经1粗3精3扫常温钨浮选,常温浮选精矿经1粗5精2扫加温（90 ℃）钨浮选,获得的铜精矿铜品位为24.13%、回收率为68.90%,硫精矿硫品位为36.15%、回收率为60.77%,钨精矿WO3品位为62.24%、回收率为73.68%,试验指标较好,可以作为该铜钨多金属矿开发利用的技术依据。     

提高德兴铜矿泗洲选矿厂铜回收率的途径

针对德兴铜矿低品位矿石(铜品位0.31%)难磨难选的特点,在矿石性质分析的基础上开展了浮选试验研究。矿石黄铜矿主要呈浸染状分布,部分呈细小粒状分布于脉石中或被脉石包裹,少量黄铜矿与黄铁矿毗邻嵌布。全流程闭路浮选结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占61.60%,粗选石灰调矿浆pH值为8.0时,以Mac-12+丁黄药为捕收剂,经1粗2扫铜硫混合浮选,粗精矿再磨至-0.037 mm占68%,经1粗2精2扫铜硫分离浮选,获得的铜精矿铜回收率和品位分别为85.56%、27.27%,较现场当班铜精矿铜品位提高了1.68个百分点,铜回收率提高了3.95个百分点。提高矿浆pH值或优化捕收剂配比可改善粗选泡沫结构,提高浮选指标。     

高效捕收剂ZA在铜硫分离浮选中的应用

西南某多金属硫化矿主要有价元素为铜、锡、硫,铜品位为1.05%、锡品位为0.28%、硫品位为7.19%,伴生银品位为13.20 g/t。铜主要以硫化铜形式存在,占有率为93.60%。现场采用铜硫混合浮选-铜硫分离浮选、浮选尾矿摇床重选选锡的浮重联合流程综合回收矿石中的铜硫银锡（银进入铜精矿）,存在石灰用量偏大,碱度高,铜和银回收率偏低的问题。为探索低碱度浮选回收铜银的可能性,以复配药剂ZA为铜矿物捕收剂进行了试验研究。结果表明：将磨矿细度为-0.074 mm占75%条件下以硫酸铜为活化剂、丁基黄药为捕收剂,经1粗2精2扫铜硫混合浮选获得的铜硫混合精矿,以石灰为抑制剂在再磨细度为-0.043 mm占85%、pH=10.5的低碱条件下经1粗3精2扫铜硫分离,最终获得了铜品位为25.16%、银品位为212.2 g/t,铜、银回收率分别为91.75%、61.18%的铜精矿及硫品位35.32%、硫回收率79.08%的硫精矿,有效地实现了矿石中铜银硫的分离富集回收,尤其是强化了游离银的选矿富集。试验结果对伴生贵金属硫化矿中贵金属的综合回收具有借鉴意义。     

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。     

新疆某难选硫化铜镍矿选矿试验研究

根据新疆某硫化铜镍矿矿石的工艺矿物学特性,进行了详细的选矿试验研究,采用一粗一精两扫、中矿顺序返回的铜镍混合浮选流程,使用碳酸钠做pH调整剂,六偏磷酸钠做分散剂,羧甲基纤维素做抑制剂,混合黄药做捕收剂,处理该矿石,得到了混合精矿含镍10.89%、含铜4.27%,镍回收率81.61%、铜回收率85.03%的指标,氧化镁含量低于6.8%,产品质量符合冶炼要求。对六偏磷酸钠和羧甲基纤维素在硫化铜镍矿浮选中的作用机理进行了分析,结果表明六偏磷酸钠能分散蛇纹石与硫化矿物,降低蛇纹石对硫化矿物浮选的影响,而羧甲基纤维素能抑制含镁硅酸盐矿物的上浮,实现硫化矿物与含镁硅酸盐脉石的浮选分离。因此,在含有多种镁硅酸盐脉石矿物的硫化铜镍矿中同时使用六偏磷酸钠和羧甲基纤维素是该类矿石高效利用的关键。     

重晶石-石英-萤石型伴生矿选矿试验研究

湖南某重晶石矿与石英、萤石和铅锌矿等伴生,为综合开发利用该矿产资源,对其进行选矿试验研究。矿石中含0.98%的铅锌矿,具有一定回收价值,试验采用硫酸铜、乙基钠黄药优先回收铅锌混合粗精矿,浮选铅锌尾矿则采用水玻璃作石英等脉石矿物抑制剂,十二烷基硫酸钠为捕收剂浮出重晶石精矿。通过混浮铅锌、一粗、一扫和五精重晶石浮选闭路流程,获得了铅锌品位35.49%、产率2.54%的铅锌混合粗精矿,BaSO4品位92.15%、BaSO4回收率94.33%、比重4.3g/cm3的重晶石精矿,以及BaSO4品位仅5.07%的重晶石尾矿,实现了重晶石、铅锌矿与石英等脉石矿物的有效分离。铅锌混合粗精矿可进一步浮选获得合格的铅精矿与锌精矿。     

湖南某钼铋多金属矿选矿试验研究

湖南某多金属矿含钼0.07%,含铋0.17%。矿石中钼主要以硫化钼形式存在,铋主要以硫化铋形式存在,其次为自然铋,硫化钼占总钼的95.04%,硫化铋占总铋的68.42%,自然铋占总铋的21.64%。为确定矿石钼铋合理回收工艺,进行了选矿试验。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占90%条件下,以水玻璃为抑制剂、BK205为捕收剂经1粗3精2扫钼铋等可浮选,钼铋混合精矿以硫化钠为抑制剂、水玻璃为分散剂、煤油为捕收剂经1粗4精2扫钼铋分离浮选,选钼粗精矿以硫酸为pH调整剂、水玻璃为分散剂、SN-9为捕收剂经1粗2精2扫脱硅浮选,获得了钼精矿钼品位48.22%、回收率81.07%,脱硅铋精矿铋品位52.12%、铋回收率58.37%,铋中矿铋品位2.62%、回收率3.23%的良好浮选指标。     

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。     

某含锌锡多金属硫化矿石锌浮选试验研究

某含锌锡多金属硫化矿石Zn、Sn、Fe、S含量分别为6.04%、1.05%、29.33%、19.08%，锌主要以铁闪锌矿、闪锌矿的形式存在，锡主要以锡石的形式存在，铁主要以黄铁矿、磁黄铁矿等形式存在，其中的金属矿物共生关系密切，相互包裹现象普遍。为确保不影响后续选锡，对锌浮选流程进行了试验研究。结果表明：矿石在磨矿细度为-0.074 mm占80%的情况下，采用预先脱硫—锌硫混浮再分离流程处理，在选择硫酸铜为锌矿物活化剂、丁基黄药为捕收剂、松醇油为起泡剂、石灰为黄铁矿抑制剂的情况下，经1段脱硫、2粗1扫锌硫混浮、1粗2精锌硫分离，锌硫分离精选尾矿与锌硫混浮扫选精矿2次精选后锌硫分离，最终获得锌精矿Zn品位47.06%、回收率90.76%，试验指标良好。     

云南迪庆氧硫混合铜矿选矿试验研究

我国氧硫混合铜矿资源丰富,对这类铜矿进行高效选矿富集具有重要意义。云南迪庆地区有大量氧硫混合铜矿,铜品位0.67%,氧化率17.37%,含铜矿物主要为黄铜矿、斑铜矿和孔雀石。采用硫化—黄药浮选法对该矿石进行选矿,分析了活化剂和捕收剂的作用机理。研究了磨矿细度、药剂制度及粗精矿再磨等对浮选指标的影响。结果表明,以石灰为抑制剂,硫化钠为氧化铜的活化剂,丁基黄药和羟肟酸为组合捕收剂,当粗磨细度-0.074mm占85.00%、粗精矿再磨细度-0.038mm占85%时,采用一次粗选、两次扫选、两次精选的浮选闭路流程,可获得铜品位18.26%、铜回收率83.93%的铜精矿。研究结果可为混合铜矿的选矿富集提供参考。     

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。