难选铜锌多金属硫化矿浮选试验研究

我国某难选铜锌多金属硫化矿,铜锌矿物共生关系密切,且次生硫化铜矿物的含量较高,致使铜锌矿物分离难度较大。依据矿石特性,在试验过程中采用了新型抑制剂T9和ZnSO4组合作为作为锌矿物的抑制剂,采用捕收力强、选择性较好的新型高效选矿药剂酯-80作为铜矿物的捕收剂,进行了抑锌浮铜优先浮选试验研究,实现了铜锌矿物的有效分离,实验室闭路试验获得的铜精矿品位为20.28%,回收率为92.98%,锌精矿品位52.85%,回收率84.89%,分离指标较为理想。     

某新型抑制剂在铜锌分离中的试验研究

针对某复杂难选铜锌矿石,采用优先选铜原则流程进行铜锌分离,利用小分子有机抑制剂抑制锌矿物,分离效果良好。小型闭路试验可获得铜精矿含铜23.15%、铜回收率为77.61%、含锌5.61%,与常规锌组合抑制剂Zn SO4+Na2SO3相比,新药剂可使铜精矿中铜品位和回收率分别提高3.91和7.36个百分点、杂质锌的含量降低2.61个百分点,锌精矿的锌品位与回收率分别提高了0.66%、0.31%。     

含金高硫铜锌多金属硫化矿浮选分离试验研究

我国某难选铜锌多金属硫化矿,铜锌硫矿物共生关系密切,且次生硫化铜矿物的含量较高,致使铜锌硫矿物分离难度较大。依据矿石特性,试验研究采用一段细磨—铜锌硫等可浮—铜锌硫分离—锌浮选的工艺流程,使用石灰、TW、硫酸锌和亚硫酸钠组合药剂作锌矿物的抑制剂,使用选择性较好的Z-200作为铜矿物的捕收剂,实现了铜锌矿物的有效分离,试验室闭路试验获得的铜精矿品位23.23%、铜回收率91.45%,锌精矿品位49.53%、锌回收率85.36%,硫精矿品位44.25%、回收率59.16%,分离指标较为理想。     

山东某选矿厂铜锌混合精矿分离研究

山东某选矿厂原矿中铜矿物以黄铜矿为主,锌矿物以闪锌矿为主,采用铜锌混浮-铜锌分离的浮选试验流程生产铜精矿,但现场试验指标不理想,生产出来的铜精矿中铜的品位为9.10%,锌的品位为18.50%,铜精矿中锌含量太高难以满足销售指标要求。针对该选矿厂铜锌混合精矿浮选分离难的问题,在实验室对其进行了浮选试验研究。试验结果表明,脱药对铜锌分离效果影响显著,其中使用活性炭脱药试验效果最佳。试验采用活性炭作为铜锌混合精矿脱药剂,采用硫酸锌+亚硫酸钠的组合抑制剂作为锌矿物的抑制剂,采用对铜矿物选择性强的Z-200作为选铜捕收剂,通过"一粗一精一扫"浮选闭路试验,在原矿铜品位为9.10%,锌品位为18.50%的条件下,最终得到的铜精矿品位为13.55%,回收率为89.42%;精矿中锌品位从18.50%降到了6.23%。     

西藏某复杂铜锌硫化矿选矿试验

在对西藏某复杂难选铜锌硫化矿进行矿石性质分析的基础上,按优先浮铜再选锌的原则流程首先分别进行了铜、锌矿物粗选及精选工艺技术条件研究,然后进行闭路流程试验,获得了铜品位为20.10%、回收率为70.26%、含银90.20 g/t的铜精矿,锌品位为42.33%、回收率为75.35%、含银14.80 g/t的锌精矿,铜锌分离效果较好,但富集在铜精矿、锌精矿中的银回收率有待提高。     

贵州某铜锌矿石浮选试验

为给贵州某铜锌矿石资源提供开发利用依据,在对矿石进行工艺矿物学研究基础上,采用优先浮铜再浮锌的流程进行了铜锌选矿试验。结果表明,铜品位为1.75%,锌品位为1.54%的矿石,采用1粗2精1扫闭路流程选铜、1粗1精1扫闭路流程选锌,最终获得的铜精矿铜品位为21.42%、铜回收率为89.13%,锌精矿锌品位为41.70%、锌回收率为72.15%。     

某复杂高砷铜锌矿分选试验研究

针对某高砷复杂铜锌多金属矿,采用优先浮选工艺实现了高效分选。以自主研制的ZY为锌抑制剂,实现了铜锌矿物的有效分离;以自主研制的SY为砷抑制剂,降低了有用矿物中有害元素砷的含量。实验室最终获得的分选指标如下:铜精矿品位22.14%,铜回收率87.45%。锌精矿品位45.61%,锌回收率90.14%。银在铜精矿中的品位为890g/t,回收率66.45%,在锌精矿中的品位为105g/t,回收率12.27%,银总回收率为78.72%。     

内蒙古某多金属矿铜锌分离试验研究

内蒙古某多金属矿含有铜、锌资源,由于铜、锌矿物嵌布关系复杂、原矿品位铜低锌高、闪锌矿浮选活性好等特点,工业上一直未能实现铜、锌的综合回收。本研究通过优先选铜,抑制闪锌矿上浮,对铜粗精矿再磨增强铜、锌矿物的单体解离度,采用有机抑制剂HG-2强化硫酸锌和亚硫酸钠对闪锌矿的抑制,在原矿铜品位0.085%、锌品位1.046%的条件下,获得铜品位为23.68%,铜回收率为61.29%,锌含量4.31%的铜精矿和锌品位为52.53%,锌回收率为68.80%,铜含量为0.503%的锌精矿,实现了铜、锌资源的综合回收。     

某低品位铜锌矿浮选分离试验研究

针对湖南某地尾砂中铜、锌品位低,锌矿物可浮性好,铜锌分离难的问题,采用铜锌混合浮选、铜锌分离的工艺流程,以石灰、硫酸锌、亚硫酸钠为锌硫矿物的抑制剂,乙硫氮为铜矿物的捕收剂,实现了铜锌矿物的有效分离,以及资源的最大化利用,闭路试验获得了含Cu 17.94%、回收率61.47%的铜精矿,含Zn45.43%、回收率59.73%的锌精矿,该工艺为合理开发此类铜锌矿提供了技术支持。     

艾萨磨在某高硫铜锌混合粗精矿铜锌分离中的应用

某高硫铜锌混合粗精矿在铜锌分离过程中难以获得铜品位18%以上的铜精矿,为解决铜精矿品位偏低的问题,进行了艾萨磨再磨工艺与现场球磨+水力旋流器再磨分级工艺对比试验研究。试验结果表明：采用艾萨磨工艺,铜锌分离作业可获得铜品位20.52%、锌含量2.38%、铜回收率89.32%的铜精矿,与现场球磨再磨工艺相比,铜精矿品位提高了2.82个百分点,锌含量降低了1.17个百分点,铜回收率提高了3.98个百分点。     

提高吉林某铜锌硫化矿选矿指标的试验研究

为提高吉林某铜锌硫化矿选矿指标, 进行了选矿试验研究。采用“铜锌优先浮选-铜粗精矿再磨-铜中矿部分集中返回”的工艺流程, 配合使用高效铜捕收剂YK-0和强力锌组合抑制剂ZnSO₄+YK-5, 获得了Cu品位28.65%、回收率93.49%的铜精矿和Zn品位48.82%、回收率84.60%的锌精矿。根据试验结果对现场流程进行改造, 与改造前相比, 铜精矿Cu品位提高6.59个百分点, 含Zn降低5.64个百分点;锌精矿Zn回收率提高15.19个百分点, 经济效益显著。     

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。     

江西某钨矿石中伴生铜锌的回收效果优化

江西某钨矿石中伴生有锡、铜、锌，重选富集钨、锡、铜、锌，混合精矿经浮选获得含铜锌的综合硫化矿，经球磨机-螺旋分级机闭路磨矿至-200目占为43.72%，仅获得铜品位为18.92%、含锌4.29%、铜回收率为96.77%的铜精矿和锌品位为33.17%、含铜2.79%、锌回收率为21.97%的锌精矿，铜锌浮选分离回收效果很不理想，这主要与铜锌矿物单体解离程度较低有关。为了解决铜锌矿物的单体解离问题，在现场探索试验和铜锌矿物单体解离程度较低原因分析的基础上，采用高频振动细筛替代螺旋分级机，在高频振动细筛筛孔宽为0.125 mm的情况下，浮选给矿-200目含量达70.58%，铜精矿铜品位达25.46%、含锌降至2.51%、铜回收率达98.28%，锌精矿锌品位达45.50%、含铜降至0.82%、锌回收率达57.43%，铜精矿品级由四级品提高到二级品，铜回收率也提高了1.51个百分点；锌精矿由原来的不合格品提至七级品，锌回收提高了35.46个百分点，生产指标改善非常显著，企业经济效益和环境效益均得到较大提升。     

提高某铜锌硫化矿石选别指标的试验研究

某铜锌硫化矿随着开采向深部延伸,地质条件发生变化,矿石中出现了大量的磁黄铁矿,且矿物共生关系变得更为复杂。选矿厂按原有铜、锌依次浮选工艺组织生产,选铜时由于磁黄铁矿的干扰和磨矿细度不足而导致铜锌分离效果不佳,选锌时则由于流程结构不尽合理而导致锌回收率较低。针对这些问题开展选矿工艺流程优化研究,在选铜前先通过1次磁选将磁黄铁矿脱除并将入选细度由-0.074 mm占70%提高到-0.074 mm占80%,在选锌时增加1次扫选、1次精选和1次精扫选,最终获得了铜品位为21.68%、锌含量为0.62%、铜回收率为93.14%的铜精矿和锌品位为48.87%、锌回收率为74.92%的锌精矿。与模拟现场工艺流程所获闭路试验指标相比,优化后工艺流程所获铜精矿的铜品位和铜回收率分别提高了0.70和1.45个百分点、锌含量降低了2.83个百分点,所获锌精矿的锌回收率提高了3.67个百分点,优化效果明显。     

提高普朗铜矿一期斑岩型铜矿石选矿指标的试验研究

普朗铜矿一期开采的矿石属斑岩型硫化铜矿,矿石中铜、钼、金的含量分别为0.68%、0.006%和0.16g/t,这些金属的品位较低,但都具有回收价值。以相同的粗磨抛尾、粗精矿再磨浮选的原则流程,通过采用高效捕收剂EP2并添加粗选调整剂的新药剂条件,小型闭路试验获得指标为铜精矿铜品位为24.62%、钼品位0.15%、金品位4.08g/t,相对应的回收率分别为93.24%、60.82%、67.86%。在小型闭路试验对比中,以新药剂条件的试验方案得到较好的浮选指标,铜精矿铜品位略低0.45个百分点,而铜精矿中铜、钼、金回收率分别提高2.44、5.46、6.37个百分点。     

低品位复杂难选铜铅锌矿选铜工艺

四川会理铅锌矿有半个多世纪的开采历史,矿产资源丰富,但是矿石结构复杂,有用矿物共生现象严重,属于铜铅锌难分离矿石。由于矿石性质变化,在铜原矿品位0.5%,铜精矿主品位17.61%,铅锌杂质24.21%,铜回收率40.26%的情况下,我们在现有的流程基础上,通过调整药剂用量和添加硫化钠,与技改之前相比铜精矿铜品位提高了2.65个百分点,铅锌杂质含量降低了12.4个百分点,铜回收率提高了35.02个百分点。      

提高广西某铅锌矿选厂选铅指标研究

广西某高泥低品位铅锌矿石铅品位在1.5%左右,主要铅矿物为方铅矿,有15%左右的铅被氧化。选矿厂采用优先浮铅然后浮锌的工艺流程生产铅精矿和锌精矿,但由于矿泥的干扰导致选铅效果较差,铅精矿的铅品位和铅回收率分别只有45%左右和65%左右。针对矿石特点开展提高铅精矿指标的选矿试验,先采用螺旋洗矿机和螺旋溜槽脱去产率达12.11%的矿泥后再浮选铜,并在浮铜过程中将抑制剂由现场采用的硫酸锌+亚硫酸钠改为自行研制的无毒有机抑制剂YJ,将捕收剂由现场采用的乙硫氮改为组合捕收剂GD-1,最终获得了铅品位达54.65%、铅回收率达79.78%的铅精矿。与现场生产相比,试验所获铅精矿的铅品位提高了约10个百分点,铅回收率提高了约15个百分点,从而为现场选铜工艺的优化提供了有力的技术支撑。     

铜铅锌硫矿提高铜回收率、精矿质量试验研究

针对某铜铅锌硫矿实际生产中存在的问题:铜浮选作业中有13.35%的铜损失在铜尾矿中;硫精矿含锌1.10%,杂质锌含量超标;锌精矿产品质量不合格(锌品位为18.38%),对铜浮选作业进行了多流程方案对比开路试验以及主要工艺条件的调整与优化,可获得铜精矿铜品位15.11%,铜回收率92.30%指标,较现场铜回收率提高了5.65%。采用抑锌浮硫工艺流程,可将现场硫精矿中锌品位由1.16%降至0.41%。对现场锌精矿采用不再磨、再磨工艺均显著提高了锌品位(锌品位最高可达48.71%),同时对该流程下浮选尾矿可作为单独的硫精矿产品进行回收。     

从钨重选粗精矿中浮选回收铜铋试验

粤北某高硫伴生铜、铋的钨矿选矿厂采用枱浮从重选钨粗精矿中回收硫化矿物,再采用抑铋浮铜-重选选铋工艺从硫化矿混合精矿中分离回收铜铋,不仅铜、铋回收率低,且铜精矿含铋高。为解决铜、铋的高效分离与回收问题,以现场重选钨粗精矿为试样,进行了铜、铋分离与回收试验。结果表明：WO₃、Cu、Bi、Ag品位分别为13.66%、3.32%、1.93%和308.50 g/t,主要铜矿物为黄铜矿和辉铜矿,主要铋矿物为辉铋矿,有用矿物粒度主要为0.64~0.04 mm,黑钨矿、白钨矿、黄铁矿嵌布粒度略粗,黄铜矿、辉铋矿粒度略细的试样,在棒磨至-0.2 mm的情况下,以石灰为调整剂、SY为铋抑制剂、Z-200为捕收剂1粗1精2扫流程抑铋浮铜,以GYC-1为铋活化剂、丁基黄药为铋捕收剂1粗2精2扫流程活化浮铋,最终获得铜品位为19.01%、铜回收率为93.51%、含铋0.81%的铜精矿,以及铋品位为21.39%、铋回收率为78.61%、含铜0.63%的铋精矿,与现场生产指标相比,铜精矿铜品位、铜回收率分别提高了10.48和9.19个百分点,含铋下降了1.85个百分点;铋精矿铋品位下降了5.23个百分点、铋回收率提高了33.25个百分点,含铜下降了1.68个百分点,较好地实现了铜、铋的分离与回收。