高硫铜锌矿的混合浮选-再磨脱硫及铜锌分离

对高硫铜锌矿采用粗磨后混合浮选具有回收率高成本低的优势,但混合粗精矿的铜-锌-硫分离一直是金属选矿重点和难点。本文针对云南思茅地区高硫铜锌矿,含Cu3.03%、Zn3 .90%、S 27.44%,采用“混合浮选-再磨脱硫-铜锌分离”工艺,研究了再磨细度、药剂用量等因素对混合浮选和铜-锌-硫分离的影响。混合浮选抛尾量为37.61%,混合粗精矿Cu回收率96.34%,Zn回收率98.37%,S回收率98.87%。当粗精矿再磨细度-38μm 90%时脱硫,获得硫铁精矿含S 45.74%,S回收率74.43%,铜锌分离闭路试验获得铜精矿含Cu 24.01%,Cu回收率86.76%,锌精矿含Zn52.30%,Zn回收率87.12%。表明对高硫铜锌矿采用 “混合浮选-再磨脱硫-铜锌分离”工艺可实现各矿物较彻底分离。     

含银铜硫矿石优先浮选工艺与混合浮选工艺对比试验

在工艺矿物学研究基础上，对某含银铜硫矿石进行了优先浮选与混合浮选工艺试验研究，经条件试验，确定了药剂制度并进行了实验室小型浮选闭路试验。试验结果显示，在磨矿细度-74μm占90%条件下，采用铜硫优先浮选工艺，经一次粗选两次精选两次扫选铜，可获得铜品位为20.17%、回收率为98.41%、银品位为277.9g/t、回收率为92.38%的铜精矿；经一次粗选两次精选两次扫选硫，获得硫品位37.11%、硫回收率43.76%的硫精矿。在磨矿细度-74μm占80%条件下，采用铜硫混合浮选工艺，经一次粗选三次精选两次扫选获得铜硫精矿，再经一次粗选一次精选一次扫选实现铜硫分离，铜精矿铜品位为20.03%、回收率为93.37%、银品位为259.5g/t、回收率为82.41%；硫精矿硫品位32.34%、硫回收率26.01%。优先浮选精矿铜、银品位及回收率高于混合浮选工艺，且优先浮选工艺过程稳定可靠，药剂制度简单，适合生产，对类似的含银铜硫矿石工艺流程的选择具有重要参考价值。     

含银铜硫矿石优先浮选与混合浮选工艺对比试验

对某含银铜硫矿石进行了优先浮选与混合浮选工艺试验研究。结果显示,在磨矿细度-0.074mm占90%条件下,采用"一次粗选—两次精选—两次扫选"的优先浮铜工艺,可获得铜品位20.17%、回收率98.41%,银品位277.9g/t、回收率92.38%的铜精矿;经"一次粗选—两次精选—两次扫选"选硫,获得硫品位37.11%、硫回收率43.76%的硫精矿。在磨矿细度-0.074mm占80%条件下,采用"一次粗选—三次精选—两次扫选"的铜硫混合浮选和"一次粗选-一次精选-一次扫选"铜硫分离工艺,获得铜品位20.03%、回收率93.37%,银品位259.5g/t、回收率82.41%的铜精矿;硫精矿硫品位32.34%、硫回收率26.01%。优先浮选精矿铜、银品位及回收率均高于混合选浮工艺,且优先浮选工艺过程稳定可靠,药剂制度简单,适合生产,对类似含银铜硫矿石工艺流程的选择具有重要参考价值。     

甘肃某复杂铜铅锌硫化矿石浮选新工艺研究

为解决甘肃某铜铅锌多金属硫化矿矿石性质变化后原选矿工艺流程不能适应的问题,进行了铜与部分铅锌优先混合浮选再分离浮选-其余铅锌与硫混合浮选-铅锌与硫分离浮选新工艺的试验研究,闭路试验获得了铜精矿铜品位为20.99%、铜回收率为74.23%,铅锌混合精矿铅和锌品位分别为16.65%和27.32%、铅和锌回收率分别为91.11%和93.32%,硫精矿硫品位为41.62%、硫回收率为37.58%,伴生金和银在铜精矿和铅锌混合精矿中的总回收率分别为83.84%和88.27%的良好指标。     

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。     

高硫铜锌矿的全混浮—再磨脱硫及铜锌分离

对高硫铜锌矿采用粗磨后混合浮选流程,该流程具有回收率高、成本低的优势,但混合粗精矿的铜-锌-硫分离一直是金属选矿的重点和难点。针对云南思茅地区高硫铜锌矿,含Cu 3.03%、Zn 3.90%、S 27.44%,采用"全混浮—再磨脱硫—铜锌分离"工艺,研究了再磨细度、药剂用量等因素对混合浮选和铜-锌-硫分离的影响。混合浮选抛尾量为37.61%,混合粗精矿Cu回收率96.34%,Zn回收率98.37%,S回收率98.87%。当粗精矿再磨细度-38μm占90%时脱硫,获得硫铁精矿含S 45.74%,S回收率74.43%;铜锌分离闭路试验获得的铜精矿含Cu 24.01%,Cu回收率86.76%;锌精矿含Zn 52.30%,Zn回收率87.12%。结果表明对高硫铜锌矿采用全混浮—再磨脱硫—铜锌分离工艺可实现各矿物较彻底分离。     

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。     

某铜铅锌多金属硫化矿选矿试验研究

对某富含金银等贵金属的复杂铜铅锌多金属硫化矿进行了选矿试验研究。以BK916作铜捕收剂、BK906作铅捕收剂, 采用铜优先浮选-铅浮选-锌硫混合浮选-锌硫分离工艺回收主要有价元素, 获得了铜精矿铜品位24.26%、回收率58.21%, 铅精矿铅品位70.75%、铅回收率86.55%, 锌精矿锌品位51.53%、锌回收率89.44%, 硫精矿硫品位39.84%、回收率38.03%的良好选矿指标; 铜、铅、锌、硫4种精矿产品中金总回收率92.16%、银总回收率89.44%。     

低品位难选斑岩型铜钼矿浮选试验研究

在对某低品位难选斑岩型铜钼矿进行矿石性质研究的基础上,采用铜钼(硫)混合浮选-混合精矿脱硫精选-钼铜分离的工艺流程,闭路试验可获得含钼43.62%、钼回收率70.41%的钼精矿、含铜24.25%、铜回收率87.14%的铜精矿以及含硫39.30%、硫回收率79.08%的硫精矿。该试验研究结果可以作为开发利用该铜钼矿的技术依据。     

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。     

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。     

从安徽某磁铁矿磁选尾矿中选铜的试验研究

安徽某磁铁矿磁选尾矿含铜、硫，但铜品位低，且铜矿物嵌布粒度细，含泥量高，以常用浮选药剂按常规铜硫混浮-铜硫分离、中矿顺序返回流程进行选矿试验，铜精矿铜品位仅为15.62%、回收率仅为75.38%。为此，采用自行研制的新型酯类硫化矿捕收剂PL411，并按中矿选择性磨浮大闭路循环新工艺进行选矿试验，最终获得铜品位为22.13%、铜回收率为81.88%的铜精矿和硫品位为46.58%、硫回收率为78.47% 的硫精矿。该试验结果为安徽某磁铁矿尾矿的二次开发奠定了基础，同时对其它类似磁铁矿尾矿的综合利用具有一定的借鉴和参考价值。     

某难选铜硫矿石选矿试验研究

对某难选铜硫矿石进行了铜硫分离试验研究。原矿含铜0.586%、含硫11.22%, 次生铜占0.171%, 铜氧化率9.22%, 采用优先浮选流程, 以石灰为黄铁矿抑制剂, 丁基黄药和丁铵黑药(1∶1)为铜矿物捕收剂, HT为调整剂, 闭路试验获得了铜精矿Cu品位20.55%、回收率85.92%, 硫精矿S品位37.13%、回收率91.69%的优良指标。     

提高某铜锡共生多金属矿铜硫浮选系统指标生产实践

云南某铜锡共生多金属矿矿石性质复杂,以回收金属铜、锡和硫为主。随着矿山的不断开发,铜的氧化率升高,铜的可选性变差,导致铜硫浮选系统精矿中铜的回收指标不理想。根据现场实际情况,详细分析铜硫浮选系统存在的问题,现场采取优化旋流器选型与工作参数、改进铜硫混合粗扫选设备配置与药剂制度、调整铜硫分离药剂制度和塔磨磨矿介质添加量等措施,使得铜精矿中铜品位提高了3.34个百分点,回收率提高了3.76个百分点,实现了铜硫浮选系统达产达标,为矿山取得了较好的经济效益。     

澳大利亚Caim Hill磁铁矿选矿试验研究

针对澳大利亚Cairn Hill含铜、金的磁铁矿矿石,进行了先磁后浮及先浮后磁两大原则流程方案的选矿试验,并在先浮后磁的浮选方案中又进行了铜优先浮选流程和铜硫混合浮选两种流程方案试验。最终确定优先浮选铜、后浮选硫、尾矿弱磁选铁的先浮后磁联合工艺。小型闭路试验获得了铜品位21.15%、铜回收率88.94%、含金4.10g/t、金回收率49.50%的铜精矿和铁品位70.68%、铁回收率92.14%的铁精矿,以及硫品位40.58%、硫回收率57.80%的硫精矿。     

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。     

某黝铜矿型铜铅锌多金属矿选矿试验研究

对某黝铜矿型铜铅锌多金属矿进行了选矿试验研究。结合矿石性质及一系列探索试验研究结果,最终采用铜铅混浮-混浮精矿再磨-铜铅分离-混浮尾矿浮锌-锌尾矿浮硫的工艺回收该矿中的铜、铅、锌和硫,闭路试验获得了铜精矿铜品位18.25%、铜回收率73.88%,铅精矿铅品位59.91%、铅回收率82.06%,锌精矿锌品位50.15%、锌回收率91.82%,硫精矿硫品位49.96%、硫回收率74.14%。通过所确定的工艺流程与药剂制度对选矿工艺进行了改造,改造后铜精矿品位提高6.51个百分点,铜回收率提高8.68个百分点,铅、锌回收率分别提高6.59和2.36个百分点。     

无碱等可浮工艺分选秘鲁某金铜铁多金属矿石

对秘鲁某含Cu 0.12%、Au 0.12 g/t、S 2.60%、Fe 45.52%的金铜铁多金属矿石进行了选矿工艺优化试验研究。该矿石原设计选矿工艺流程为铜硫混选—铜硫分离—混选尾矿磁选回收铁，存在铜硫分离难度大、石灰用量高和分选指标不理想等问题。针对原流程存在的问题，提出采用铜硫等可浮—铜硫分离—难选硫强化浮选—浮选尾矿磁选回收铁的优化工艺流程。铜硫等可浮分选时，在无碱条件下采用选择性的铜捕收剂BK306将铜和部分易浮黄铁矿等硫化矿物浮出，并进行铜硫分离回收铜、金；然后采用活化剂和强力捕收剂强化浮选脱除矿石中的难浮硫化物；最后通过磁选从浮选尾矿中回收铁。该优化工艺既可实现矿石中铜、金等有价金属的高效回收和硫的脱除，又能显著降低铜硫分离所需的石灰用量，并保证后续磁选作业直接获得含硫低、铁品质较好的铁精矿。闭路试验获得铜品位20.10%、金品位15.29 g/t、铜回收率68.42%、金回收率49.07%的铜精矿，硫品位30.78%、总硫回收率84.05%的硫精矿以及铁品位68.88%、含硫0.18%、铁回收率90.57%的铁精矿。与原工艺相比，优化工艺的铜精矿铜品位和铜回收率分别提高2.49和10.25个百分点，铜精矿中金品位和金回收率分别提高5.27 g/t和17.05个百分点，硫回收率提高1.78个百分点。实现了矿石中铜、金、硫、铁的高效综合回收。      

某复杂铜硫矿石选矿工艺试验研究

根据某复杂铜硫矿石的性质,在试验研究对比基础上,采用优先选铜工艺和具有高效选择性的药剂制度,获得了较好的技术指标。闭路试验结果为铜精矿品位20.67%、铜回收率80.10%,硫精矿品位42.89%、硫回收率79.38%。     

某多金属矿重选中矿分选试验

为开发利用某多金属矿山选矿厂重选中矿中的铜铋硫铁等有价元素,对参照现场选矿工艺制备出的重选中矿试样进行了选矿试验。结果表明：试样经过铜、铋、硫混浮,混浮精矿摇床重选选铋,选铋尾矿抑硫浮铜,混浮尾矿弱磁选选铁流程处理,获得了铋品位为41.59%、回收率为29.13%的铋精矿,铜品位为21.03%、回收率为66.31%的铜精矿,硫品位为42.87%、回收率为90.25%的硫精矿,以及铁品位为68.06%、回收率为21.11%的铁精矿。各精矿产品指标较好,因此,铜铋硫混浮-摇床重选选铋-抑硫浮铜铜硫分离-弱磁选选铁工艺是该中矿高效开发利用的合理工艺。