新疆某低品位难选铜镍矿石选矿试验

新疆某低品位难选铜镍矿石铜、镍品位分别为0.23%和0.69%,现场采用预选脱除滑石—铜镍混合浮选再分离铜流程获得铜精矿和铜镍混合精矿,铜镍回收率较低。为给现场工艺流程改造提供依据,进行了选矿试验研究。结果表明:在磨矿细度为-0.074 mm占80%条件下,以六偏磷酸钠+CMC为抑制剂、硫酸铜为活化剂、Z-200+J622为捕收剂,经1粗2精1扫铜镍混合浮选,铜镍混合精矿经3次铜精选,获得了含铜18.08%、铜回收率52.17%的铜精矿和含铜2.81%、含镍16.25%、铜回收率41.73%、镍回收率81.78%的铜镍混合精矿。与现场生产指标相比,铜、镍回收率分别提高了9.67和3.45个百分点,浮选指标明显得到改善。     

提高某低品位铜镍硫化矿石选矿指标的试验研究

为提高某低品位铜镍硫化矿石选矿指标,在充分研究矿石性质及现场存在问题的基础上,采用新工艺流程和药剂制度,进行混合浮选,在原矿镍品位0.714%、铜品位0.446%情况下,获得了镍品位6.45%、铜品位5.04%,镍回收率69.40%、铜回收率86.76%的混合精矿。该工艺已成功应用于工业实际。     

络合剂-抑制剂联合抑镁浮铜镍试验

为了降低西北某高镁铜镍硫化矿铜镍混浮精矿中氧化镁的含量,以EDTA二钠络合清洗含镁脉石矿物表面吸附的Cu²⁺、Ni²⁺,六偏磷酸钠和JC抑制含镁脉石矿物,对镍品位为1.29%、铜品位为0.87%、MgO含量为29.02%的矿石进行了提质降镁试验。结果表明：采用1粗2精3扫、中矿顺序返回的铜镍混浮闭路流程处理该矿石,最终获得了镍、铜品位分别为8.95%、5.21%,镍、铜回收率分别为82.91%和71.56%,MgO含量为6.13%的铜镍混合精矿;与现场工艺流程相比,优化后的工艺流程更简洁,既减少了磨矿作业段数,又大幅度简化了浮选工艺流程,且混合精矿镍、铜品位分别提高了0.28、0.71个百分点,镍、铜回收率分别提高了0.35、1.38个百分点,MgO含量下降了0.59个百分点,达到了较好的优化工艺流程、提高分选指标的效果。     

广西某铜镍硫化矿石选矿试验

针对广西某低品位铜镍硫化矿石性质特点,采用铜镍混合浮选-抑镍浮铜工艺流程对该矿石进行了开发利用工艺技术条件研究。结果表明：以草酸为铜镍混浮的活化剂,活性炭为铜镍分离的脱药剂,石灰、亚硫酸钠和SY为铜镍分离时镍的组合抑制剂,采用1粗4扫铜镍混合浮选、1粗2精2扫铜镍分离、中矿顺序返回流程处理该矿石,最终获得了铜品位为15.24%、铜回收率为76.65%的铜精矿,以及镍品位为4.90%、镍回收率为82.36%的镍精矿。     

浮选—磁选联合工艺处理新疆某铜镍矿

以新疆某硫化铜镍矿为研究对象,采用铜优先浮选—铜优先浮选铜精矿磁选—铜优先浮选尾矿铜镍混合浮选联合流程,最终得到Cu品位25.43%、回收率52.08%、Ni品位0.19%、MgO含量2.32%的铜精矿和镍品位3.57%、镍回收率81.55%、含铜2.53%的铜镍混合精矿;全流程铜总回收率90.77%,镍总回收率82.10%。结果表明,该流程具有铜精矿品位高、镍损失率低、铜镍回收率高的优点。      

用柠檬酸和六偏磷酸钠降低金川铜镍精矿镁含量

采用柠檬酸作络合剂、六偏磷酸钠为抑制剂,对金川镍矿二矿区矿石进行了提质降镁浮选试验研究,并与现场药剂体系的实验室闭路试验结果进行了对比。试验结果表明,在原矿含镍1.36%、含铜0.86%、含MgO 28.19%的情况下,经1粗2精3扫、中矿顺序返回的闭路处理,最终可获得镍品位为9.68%、铜品位为5.04%、MgO含量为6.33%、镍回收率为84.32%、铜回收率为69.13%的铜镍混合精矿,各项指标均优于现场药剂制度下的实验室闭路试验指标。     

提高某低品位斑岩型铜钼矿石混浮精矿指标试验

某斑岩型铜钼矿石铜、钼品位分别为0.339%和0.022%,现场在磨矿细度为-0.074 mm占60%的情况下,先采用1粗3精3扫、中矿顺序返回流程获得铜钼混合精矿,再进行铜钼分离,但混合精矿Cu、Mo品位分别仅为17.23%、0.629%,Cu、Mo回收率分别仅为86.40%、48.60%。为改善混合浮选指标,在现场磨矿细度下进行了药剂优化研究。结果表明,在选矿工艺流程不变的情况下,用捕收剂Pj-053+荆江钼替代Pj-053+变压器油,最终可获得铜、钼品位分别为18.89%、1.023%,铜、钼回收率分别为92.50%、77.19%的铜钼混合精矿,与现场生产指标比较,混合精矿Cu、Mo品位分别提高了1.66、0.394个百分点,Cu、Mo回收率分别提高了6.10、28.59个百分点,指标改善显著。     

粗精再磨工艺在某高铜镍比矿石选矿中的研究及应用

本文通过对某硫化铜镍矿的矿石性质调查发现,随着矿石深度开采,矿石中铜镍品位的变化明显,铜镍比由原来的0.64提升到现在的0.9左右。随着铜镍比的增加,一段粗精矿的铜镍品位呈现下降趋势,对一段粗选精矿进行单体解离度分析发现铜镍矿物的单体解离度不够是造成精矿品位降低的主要原因。因此,对一段粗精矿进行磨矿细度、药剂添加等工艺条件的小型试验研究,试验结果表明:(1)相对于其他细度条件,在粗精矿再磨后,细度为-0.043 mm/ 80%和添加丁黄药20 g/t条件下,产生的铜镍精矿的产率、铜镍品位和回收率较高;(2)在粗精矿再磨后不添加捕收剂条件下,随着细度的增加,得到的铜镍精矿产率降低,镍品位和回收率也降低,原因可能是由于磨矿过程中有用矿物表面发生脱药所致;(3)闭路试验结果表明:相对于粗精矿不再磨(细度-0.043 mm /69%),在粗精矿再磨后(细度-0.043 mm /80%)和再磨后添加丁黄药20 g/t条件下,产生的精矿产率提高0.64个百分点,镍品位和回收率分别提高0.63个百分点和4.61个百分点,铜品位和回收率分别提高0.57个百分点和5.54个百分点。通过粗精矿再磨工艺工业应用实践可知:相对于应用前,产生的精矿镍品位和回收率分别提高了0.81个百分点和2.94个百分点,铜品位和回收率分别提高了0.30个百分点和5.85个百分点,同时,精矿中氧化镁含量满足冶炼厂对产品的要求。     

江西某黄铁矿浮选降砷试验

江西某矿山选铜尾矿砷含量较高,属于高砷高硫硫化矿,对产品质量有着较大影响,为了解决现场药剂制度和流程的不适应问题,选取现场铜尾矿作为研究对象,重点研究了黄铁矿与毒砂分选的抑制剂。试验结果得出:通过使用抑制剂Y-1能实现硫、砷的有效分离,新药剂流程闭路中硫精矿硫品位为46.51%,比原药剂流程提高2.26个百分点,砷品位为0.91%,比原药剂流程降低了4.23个百分点,新流程的精矿硫回收率较原流程降低3.07个百分点,同时砷回收率降低约62个百分点,指标改善明显。     

基于柠檬酸-改性淀粉的金川铜镍精矿降镁提质

金川镍矿石所含Cu²⁺、Ni²⁺对矿石中大量的含镁硅酸盐脉石矿物有较强的活化作用,导致镍铜混合精矿MgO含量较高,Ni、Cu品位难以提高。为实现矿山的提质降镁目标,在柠檬酸-改性淀粉药剂体系下进行了选矿试验。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占90.12%条件下,采用1粗2精3扫、中矿顺序返回流程,可取得Ni、Cu品位分别为9.03%、5.18%,MgO含量6.18%,Ni、Cu回收率分别为85.30%、72.82%的镍铜混合精矿。与模拟现场工艺的实验室试验指标比较,精矿Ni、Cu品位分别提高了0.28、0.07个百分点,精矿Ni、Cu回收率分别提高了3.41、1.04个百分点,MgO含量下降了0.58个百分点。因此,在富含镁硅酸盐脉石矿物的铜镍硫化矿石的浮选中,柠檬酸-改性淀粉具有显著的提质降镁效果。     

新疆某铜镍硫化矿选矿工艺研究

新疆瑞伦某铜镍硫化矿原矿含铜0.14%，含镍0.51%，属于高镍低铜硫化铜镍矿。原矿中铜品位较低，同时含有大量易泥化的滑石、蛇纹石等脉石矿物，给该铜镍矿的高效回收带来不利影响。为高效开发利用该铜镍硫化矿石，进行了系统的选矿工艺研究。实验室小型闭路试验结果表明：在磨矿细度为-74 μm占75%，以碳酸钠为pH调整剂，硫酸铜为活化剂，水玻璃和CMC为抑制剂，Z-200、丁铵、丁黄和戊黄为捕收剂的条件下，经2粗4精3扫铜镍混合浮选，铜镍混合精矿以石灰为pH调整剂、Z-200为捕收剂、BK-204为起泡剂，可获得含铜26.12%、含镍0.55%，铜回收率76.49%、镍回收率0.44%的铜精矿，含镍10.42%、含铜0.39%，镍回收率73.14%、铜回收率9.97%，MgO降至5.88%的镍精矿。试验解决了镍精矿中氧化镁杂质含量较高的问题，提高了精矿质量，可以为现场生产提供理论依据。     

某低品位难选铜镍硫化矿高效降镁与铜镍分离

新疆某强蚀变型铜镍硫化矿铜镍品位低,氧化镁含量高,铜镍矿物嵌布粒度微细,共生关系密切,属于难选铜镍矿石。针对矿石含镁脉石矿物组成复杂、铜镍矿物呈细粒集合体嵌布的特点,采用"铜镍混浮—混合精矿脱药再磨—铜镍分离"工艺与FY高效抑制剂获得合格的铜精矿与镍精矿。结果表明,对铜镍混合粗精矿,采用组合抑制剂FY精选降镁,可得含铜2.41%、镍4.37%的铜镍混合精矿,精矿含氧化镁由10.64%降至4.61%。铜镍混合精矿经活性炭与硫化钠脱药,再磨至-38μm占85%,石灰与Na_2SO_3抑制镍矿物,Z-200浮选铜矿物,得到含铜22.07%、氧化镁2.65%,回收率73.23%的铜精矿,含镍6.01%、氧化镁5.51%,回收率82.11%的镍精矿,实现铜镍精矿的高效降镁与铜镍有效分离。     

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。     

新疆某低品位铜镍矿选矿试验研究

针对新疆某低品位铜镍矿矿石性质的特点,采用1粗2扫2精铜镍混浮、1粗1扫铜镍分离、中矿顺序返回的闭路试验流程,铜镍混浮以CMC与水玻璃的组合为脉石矿物抑制剂、异丁基黄药为捕收剂、A8为辅助捕收剂,铜镍分离以活性炭为脱药剂、石灰与T12的组合为镍矿物抑制剂、Z-200为捕收剂,获得了铜品位为27.03%、铜回收率为67.79%、含镍0.93%的铜精矿,以及铜品位为3.79%、镍品位为5.59%、铜回收率29.14%、镍回收率70.82%的铜镍混合精矿。     

某复杂铜镍矿的选矿试验研究

某铜镍多金属矿含铜0.39%, 含镍0.49%。为综合回收各有用矿物, 采用“铜镍混合浮选-再磨分离”流程进行了详细的选矿工艺研究。闭路试验获得了铜品位19.02%、铜回收率60.47%的铜精矿, 镍品位4.78%、镍回收率87.43%的镍精矿。     

某高镁铜镍矿石浮选试验

某高镁铜镍矿石含镍0.76%、铜0.16%、氧化镁25.12%,铜矿物主要为黄铜矿,镍矿物主要为镍黄铁矿,脉石矿物主要有透闪石、滑石、蛇纹石,橄榄石、透辉石及绿泥石等少量,有害杂质组分滑石、蛇纹石及绿泥石等的含量高达42%。矿石中铜、镍的氧化率均较低,原生硫化铜占总铜的87.50%,硫化镍占总镍的98.68%。为获得低镁铜镍混合精矿,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,采用2粗2扫2精,精选1尾矿连续2次精扫选,精选2尾矿与精扫选1精矿合并返回,其他中矿顺序返回流程处理,可获得铜品位为2.28%、镍品位为11.81%、铜回收率为70.37%、镍回收率为76.20%、氧化镁含量仅为4.38%的铜镍混合精矿,产品达到一级品质量标准(镍品位大于10%,氧化镁含量小于6%);抑镁效果取得成功的关键在于在精选段添加了北京矿冶研究总院研制的含镁脉石矿物的高效抑制剂——改性CMC(总添加量为480 g/t)。试验流程具有稳定、低药耗、高效等优点,适合该矿石的处理。     

广西某低品位铜镍矿石选矿工艺研究

广西某低品位铜镍矿石含铜0.25%、含镍0.43%,镍主要以镍黄铁矿形式存在,铜主要以黄铜矿形式存在,铜、镍矿物均有一定程度氧化且关系密切。为了给该矿石的开发利用提供依据,对其进行了选矿工艺研究。通过对优先浮铜再浮镍方案、铜镍混合浮选方案、铜镍混合浮选再分离方案以及磁选-铜镍混合浮选方案的对比,决定采用铜镍混合浮选方案处理该矿石。按该方案进行详细的试验研究,结果表明,在-0.074 mm占74%的磨矿细度下,以碳酸钠为矿浆调整剂、丁黄药为捕收剂、2号油为起泡剂,经1粗选2扫选2精闭路浮选,可获得铜品位为5.77%、镍品位为8.31%、铜回收率为86.33%、镍回收率为76.60%的铜镍混合精矿。