新疆泥质难选氧化铜矿浮选试验研究

新疆某氧化铜矿原矿品位为1.03%,原矿中铜矿物种类多,矿石可浮性差异大,且以并不多见的难选赤铜矿为主,氧化率高,钙镁等碱性脉石含量也较高,同时,原矿中-20μm矿泥含量高达60%,属于泥质难选铜矿,且该矿泥是以火山尘的形式存在,大量矿泥的存在不仅消耗大量药剂,增加了操作难度,而且还恶化浮选环境,导致铜精矿品位和回收率低.由于采用传统的浮选药剂不能有效处理该矿石,因此,在原矿性质研究基础之上,采用一粗二精三扫一精扫的闭路流程,通过添加高效组合矿泥抑制剂CHO+A22,有效地抑制了矿泥在浮选过程的上浮,解决了浮选过程泡沫多且矿浆粘性大的问题,使整个浮选工艺顺畅进行,最终获得了铜品位18.18%,铜回收率为75.04%的良好指标,为高泥难选氧化铜矿的分选提供了一条新途径.      

凝灰岩矿泥影响氧化铜矿浮选过程的机理

凝灰岩型氧化铜矿浮选过程中,矿泥对浮选过程产生严重影响。采用SEM-EDS对矿泥、浮选精矿和尾矿的形貌及矿物组成进行表征,测量矿泥比表面积,药剂吸附量,研究矿泥对捕收剂的吸附特性。结果表明:凝灰岩矿泥表面为鳞片、薄片状,比表面积大,对捕收剂吸附活性高。提高矿浆温度,取消起泡剂,氧化铜矿浮选效果得到改善。一粗两精三扫、中矿顺序返回的闭路流程能够获得品位21.40%、回收率86.25%的铜精矿。     

旋流器脱泥优化某高泥氧化铜矿石的回收效果研究

某高泥氧化铜矿石铜品位为4.26%，主要铜矿物为孔雀石，其次是辉铜矿、硅孔雀石和斜硅铜矿，脉石矿物主要为泥质粉砂岩、石英粉砂、绢云母、绿泥石等。针对氧化铜矿石浮选中矿泥会恶化浮选过程，大量消耗浮选药剂，影响浮选指标的问题，对磨矿细度为-0.074 mm占64.04%的矿石（-0.010 mm占14.05%）优先选出硫化铜矿物后的产品进行了直接硫化浮选和旋流器机械脱泥后的浮选试验。结果表明，用旋流器脱出的产率为12.64%、铜品位为4.82%的细泥采用浸出工艺处理，铜浸出率达95.26%；产率为87.36%、铜品位为3.32%的沉砂采用硫化浮选流程处理，可获得铜品位为24.75%、铜回收率为67.47%的铜精矿，铜综合回收率为84.01%；而直接硫化浮选仅获得铜品位为19.79%、铜回收率为75.09%的铜精矿，尾矿铜品位高达1.02%。与高泥氧化铜矿石的直接浮选相比，脱泥浮选工艺更加平稳、可控，铜回收指标更理想，浮选药剂用量更低，是一种较有发展前景的工艺形式。     

旋流器脱泥优化某高泥氧化铜矿石的回收效果研究

某高泥氧化铜矿石铜品位为4.26%，主要铜矿物为孔雀石，其次是辉铜矿、硅孔雀石和斜硅铜矿，脉石矿物主要为泥质粉砂岩、石英粉砂、绢云母、绿泥石等。针对氧化铜矿石浮选中矿泥会恶化浮选过程，大量消耗浮选药剂，影响浮选指标的问题，对磨矿细度为-0.074 mm占64.04%的矿石（-0.010 mm占14.05%）优先选出硫化铜矿物后的产品进行了直接硫化浮选和旋流器机械脱泥后的浮选试验。结果表明，用旋流器脱出的产率为12.64%、铜品位为4.82%的细泥采用浸出工艺处理，铜浸出率达95.26%；产率为87.36%、铜品位为3.32%的沉砂采用硫化浮选流程处理，可获得铜品位为24.75%、铜回收率为67.47%的铜精矿，铜综合回收率为84.01%；而直接硫化浮选仅获得铜品位为19.79%、铜回收率为75.09%的铜精矿，尾矿铜品位高达1.02%。与高泥氧化铜矿石的直接浮选相比，脱泥浮选工艺更加平稳、可控，铜回收指标更理想，浮选药剂用量更低，是一种较有发展前景的工艺形式。     

自然铜矿和赤铜矿的选收

<正> 某铜矿床自然铜类型和赤铜矿类型氧化铜矿石,采用筛选——浮选联合流程选收矿石中的自然铜和氧化铜获得成功。矿石细磨后筛选,是处理粗粒片状自然铜的有效选收方法。氧化铜硫化后浮选,其效果也令人满意。一、矿石特征该矿床自然铜类型矿石中的主要含铜矿物是自然铜,赤铜矿居次,此外尚有少量的孔雀石。赤铜矿类型矿石中,自然铜和赤铜矿的含量非常接近,其中也含有少量的孔雀石。自然铜和赤铜矿矿石物相分析结果见表1。     

赤铜矿型氧化铜矿异步强化浮选新工艺

高泥赤铜矿的浮选一直是难选氧化铜矿浮选中的难题。针对该类型的氧化铜矿,设计开发异步强化浮选新技术:首先采用传统硫化浮选方法优先快速浮选易浮氧化铜矿物,然后以强氧化剂对难选赤铜矿进行强氧化-硫化浮选,从而极大的提高铜的回收率。针对含泥量大的特点,通过高效抑制剂有效抑制矿泥上浮,并在闭路流程中通过单独处理部分中矿,有效降低了矿泥对精矿的不良影响,在新疆某氧化铜矿原矿品位为0.84%的条件下,闭路试验获得铜精矿品位18.14%,回收率80.86%的良好浮选指标,为高泥难选赤铜矿型氧化铜矿的高效浮选提供了新的方法。     

蛇纹石型硫化铜镍矿浮选研究进展

含蛇纹石脉石的硫化铜镍矿是我国镍资源的主要来源。蛇纹石质软,易泥化,在硫化铜镍矿浮选常用的弱碱性p H区间,脉石矿物蛇纹石表面荷正电,而硫化矿物表面荷负电,二者之间存在较强的静电吸引作用,容易发生异相凝聚。异相凝聚导致蛇纹石矿泥罩盖在硫化矿物表面,抑制了硫化矿物的浮选。脱附硫化矿物表面罩盖的蛇纹石矿泥是提高该类型硫化铜镍矿回收率的关键。脱附罩盖矿泥的方法有化学脱附法和物理脱附法。化学脱附法是利用六偏磷酸钠、碳酸钠、羧甲基纤维素、水玻璃等化学药剂改变蛇纹石表面电性,使蛇纹石与硫化矿物之间的相互作用由吸引变为排斥,从而消除蛇纹石对硫化矿物的抑制作用。物理脱附法是利用流体力场和超声外场的作用脱附硫化矿物表面罩盖的蛇纹石矿泥,消除蛇纹石对硫化矿物的抑制作用。根据该类型硫化铜镍矿的矿石特点及相关理论研究开发的酸法浮选、脱泥浮选等浮选技术,取得了较好的选别效果。     

蛇纹石型硫化铜镍矿浮选理论与技术研究进展

含蛇纹石脉石的硫化铜镍矿是我国镍资源的主要来源。蛇纹石质软,易泥化,在硫化铜镍矿浮选常用的弱碱性pH区间,脉石矿物蛇纹石表面荷正电,而硫化矿物表面荷负电,二者之间存在较强的静电吸引作用,容易发生异相凝聚。异相凝聚导致蛇纹石矿泥罩盖在硫化矿物表面,抑制了硫化矿物的浮选。脱附硫化矿物表面罩盖的蛇纹石矿泥是提高该类型硫化铜镍矿回收率的关键。脱附罩盖矿泥的方法有化学脱附法和物理脱附法。化学脱附法是利用六偏磷酸钠、碳酸钠、羧甲基纤维素、水玻璃等化学药剂改变蛇纹石表面电性,使蛇纹石与硫化矿物之间的相互作用由吸引变为排斥,从而消除蛇纹石对硫化矿物的抑制作用。物理脱附法是利用流体力场和超声外场的作用脱附硫化矿物表面罩盖的蛇纹石矿泥,消除蛇纹石对硫化矿物的抑制作用。根据该类型硫化铜镍矿的矿石特点及相关理论研究开发的酸法浮选、脱泥浮选等浮选技术,取得了较好的选别效果。     

某难选低品位氧化铜矿石水热硫化浮选试验

某低品位氧化铜矿石氧化率和结合率都很高且风化严重,采用常规硫化钠硫化浮选工艺难以有效分选。为此采用水热硫化浮选工艺对其进行处理,即在高压釜内利用硫磺的歧化反应生成的二价硫将氧化铜矿物硫化成硫化铜矿物,然后对硫化产物按硫化铜矿石浮选工艺进行选别。试验结果表明：水热硫化过程的适宜工艺条件为反应温度200 ℃、反应时间180 min、物料粒度-0.074 mm占90%、硫磺用量为理论量的1.4倍、液固比1.4。在此条件下获得的的硫化产物经浮选,铜精矿品位和回收率分别达到15.73%和71.49%,比常规硫化钠硫化浮选时分别提高4.28和38.73个百分点。     

国外某沉积岩型难选硫氧混合铜矿石浮选试验

国外某沉积岩型硫氧混合铜矿石铜品位为2.96%，为确定该矿石的合理开发利用工艺，在工艺矿物学研究的基础上进行了选矿试验研究。结果表明：①矿石中的主要铜矿物有辉铜矿、赤铜矿、孔雀石、硅孔雀石，主要脉石矿物有石英、方解石、白云石；辉铜矿、赤铜矿的嵌布粒度一般在0.02~0.30 mm，孔雀石、硅孔雀石的嵌布粒度主要为0.02~1.20 mm；硫化铜占总铜的60.14%，氧化铜占39.86%。②原矿在磨矿细度为-0.074 mm占73.60%的情况下，先以丁基黄药+乙基黄药为组合捕收剂采用2粗2精1扫流程浮选硫化铜矿物，再以硫化钠为硫化剂、丁基黄药+烷基羟肟酸为捕收剂采用1粗3精2扫流程浮选氧化铜矿物，获得了Cu品位为46.92%、回收率为71.57%的硫化铜精矿和Cu品位为29.23%、回收率为16.08%的氧化铜精矿，总精矿Cu品位为42.17%、回收率为87.65%，选别指标较好。     

刚果(金)某复杂难选高钙镁铜钴矿选矿工艺研究

对刚果(金)某复杂难选砂岩型高钙镁铜钴矿进行工艺矿物学和选矿试验研究,结果表明,矿石中主要的有价元素铜、钴品位分别为3.01％、0.15％,杂质元素CaO和MgO含量分别为11.22％、10.26％.其中铜主要以辉铜矿、斑铜矿等硫化铜矿形式存在,钴主要以含钴白云石、钴斜硅铜矿等氧化钴矿形式存在.辉铜矿有部分被氧化,在边...     

刚果（金）某高泥高氧化率铜矿石选矿试验

铜品位为3.70%的刚果（金）某高泥氧化型铜矿石的氧化率达75.81%,主要铜矿物为孔雀石,其次为硅孔雀石、辉铜矿等。为了确定该矿石的合适选矿工艺流程,进行了选矿试验。结果表明：矿石在磨矿细度为-74 μm占70%的情况下采用1次浮选脱泥、2粗2精2扫硫化浮选工艺处理,可获得铜品位为26.82%、铜回收率为72.48%的铜精矿;以硅孔雀石为主要含铜矿物的浮选尾矿采用摇瓶酸浸工艺处理,在硫酸用量为100 kg/t、液固比为3∶1、浸出时间为2 h的情况下,铜作业浸出率可达86.84%;浮选+酸浸工艺的总铜回收率为96.38%。     

选煤厂浮选入料脱泥池设计与应用研究

预先脱除浮选入料中的高灰细泥可以有效改善煤泥浮选效果,降低药剂消耗。通过对浮选入料性质的分析,设计了浮选入料脱泥池,通过Fluent软件对浮选入料脱泥池内流场进行数值模拟和分析。研究表明,通过对浮选入料脱泥池内煤浆上升速度的控制,能够实现任意粒度分级,但同时池内存在漩涡。潘一矿选煤厂应用浮选入料脱泥池后的生产数据检测表明,随着上升煤浆速度的逐渐增大,溢流中<0.030 mm粒级的产率逐渐减小,脱泥率逐渐增大,降灰率也逐渐增大,溢流中<0.030 mm粒级的含量最高达96.75%,脱泥率最高达36.67%,降灰率最高达11.09%。这与模拟计算结果相符合,漩涡使部分煤粒形成死循环,影响了脱泥效果。     

云南兰坪低品位氧化锌矿氨浸渣可浮性试验研究

针对云南兰坪高碱性脉石型低品位氧化锌矿,陈启元教授课题组提出了"循环氨浸—萃取—酸性电积"新工艺,此工艺中氨浸后得到的浸出渣(简称氨浸渣)主要含有闪锌矿、锌铁尖晶石和部分未浸出的氧化矿(主要是菱锌矿),氨浸渣中锌含量较高,导致新工艺的总锌回收率低于80%。为此,对氨浸渣进行浮选处理,期望回收闪锌矿和未浸出的氧化矿,以提高整个工艺锌的总回收率。采用硫化—黄药浮选法,将氨浸渣中的闪锌矿和氧化锌同时进行富集。研究结果表明,氨浸渣经过球磨预处理后,采用一次粗选、两次扫选、两次精选,得到品位为22.16%、回收率为68.97%的锌精矿,经"浸出—氨浸渣浮选"工序处理后锌总回收率达92.57%。     

广东某含铜污泥冶炼渣富集工艺研究

某含铜污泥冶炼渣（以下简称铜渣）含铜3.50%,铜主要以金属铜和铜镍锡合金的形式存在,含铜物质嵌布粒度粗细不均匀,其中-0.01mm难选粒级占55%左右。对该铜渣开展浮选工艺研究,考察了磨矿细度、粗选pH和丁基黄药用量等条件对浮选指标的影响,并进行了全粒级浮选和筛分—浮选流程的开路对比试验。结果表明,在磨矿细度为-0.075 mm占85.76%的条件下,以丁基黄药为捕收剂,松醇油为起泡剂,全粒级开路浮选最终可获得铜品位为20.56%、铜回收率为65.98%的铜精矿;而筛分—浮选最终可获得铜品位15.65%、铜回收率56.52%的浮选铜精矿和铜品位22.56%、铜回收率18.63%的+0.15 mm产品,铜的综合回收率达75.15%,尾矿铜品位降低至0.49%。全粒级闭路浮选中矿易累积,而筛分—浮选闭路试验流程稳定,最终+0.15 mm产品和浮选精矿的综合铜回收率为85.15%、铜品位为11.90%,满足回炉冶炼要求。     

X射线拣选-反浮选工艺在宜昌中磷层磷矿选矿中的应用

宜昌中磷层磷矿平均P₂O₅品位仅为22%左右，难以直接工业利用。中磷层磷矿有价磷矿物为磷灰石和胶磷矿，其嵌布粒度较细、在0.03~0.5 mm之间，磷灰石和胶磷矿多呈富磷矿物集合体形式存在，富磷矿物集合体嵌布粒度较粗，能够作为选别对象。中磷层磷矿经过筛分处理，-10 mm粒级磷精矿P₂O₅品位约为26%，可直接给入浮选作业处理。而-30+10 mm粒级产品采用X射线拣选技术，可获得P₂O₅品位26%以上、作业回收率80%~86%的磷精矿。筛分作业-10 mm粒级磷精矿与X射线拣选得到的磷精矿合并送往反浮选作业，最终可获得P₂O₅品位32%以上的优质磷精矿。试验结果表明，X射线拣选—浮选联合工艺表现出优良的分选效果，在处理其它类似低品位、嵌布粒度细的磷矿资源时，该联合工艺有巨大的推广潜力。      

新疆滴水铜矿石工艺矿物学研究

新疆滴水铜矿开发利用前,由于缺乏深入的工艺矿物学研究,因而该资源的综合利用水平不高。为改善该状况,对有代表性矿石进行了较系统的工艺矿物学研究。结果表明：①矿石中铜矿物种类繁多,以氧化铜矿物为主,约占总铜矿物的83%以上,硫化铜及自然铜不足总铜的17%。主要含铜矿物有孔雀石、赤铜矿、硅孔雀石、黑铜矿、蓝铜矿、铜蓝、辉铜矿、斑铜矿、黄铜矿等。②矿石中的脉石矿物主要有石英（燧石）、斜长石、微斜长石、条纹长石、黑云母,方解石,蚀变矿物主要有绿泥石、绿帘石等。③矿石的主要结构形式有砂状结构、泥状结构、棱角状结构、交代溶蚀结构、束状结构和皮壳状结构,主要构造形式有层状构造、浸染状构造、条带状构造、块状构造、网纹状构造等。④各种铜矿物嵌布特征差异较大,且嵌布粒度粗细极不均匀,最小粒仅为0.001 mm左右,最大粒一般为1 mm左右,有的甚至达15 mm。系统的工艺矿物学分析为确定科学合理的选矿工艺流程及工艺参数提供了重要的理论依据。     

内蒙古某铜锡硫化矿石选矿试验

内蒙古某铜锡多金属矿石铜品位为1.05%、锡品位为0.47%,主要杂质成分SiO2含量达62.31%。矿石中含铜矿物黄铜矿主要以不规则状存在于石英等脉石矿物中;锡石主要以自形-半自形粒状产出,粒间有黄铜矿等矿物交代。为给该矿石的开发利用提供依据,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%时,以Y150为铜粗选捕收剂、D300为铜扫选捕收剂、2号油为起泡剂,经1粗2扫浮选可获得铜品位为3.12%、回收率为97.06%的铜粗精矿;铜粗精矿经4次精选2次精扫选,获得的铜精矿铜品位为16.30%、回收率为92.14%;浮铜尾矿经摇床1次重选,可获得锡品位为8.67%、回收率为75.91%锡精矿。     

氧化锌矿石浮选研究

研究了氧化锌矿石的胺法浮选工艺,考察了免除浮选前预先脱泥作业的可行性和工艺条件。试验表明,合理地应用各种调整剂(如硫化钠、碳酸钠、水玻璃或六偏磷酸钠)的协同作用,可以提供一种新的浮选体系,从根本上改善矿泥的影响,获得优良的浮选指标。文中还结合试验结果对浮选过程中有关矿泥的影响、硫化钠的作用及胺法浮选工艺的实质作了讨论。