铜硫无碱等可浮工艺分选秘鲁某铁多金属矿深部矿石

对秘鲁某铁多金属矿含Cu 0.127%、Au 0.08 g/t、S 2.08%、Fe 40.56%的深部矿石进行了选矿工艺试验研究。该矿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,根据矿石性质,采用铜硫等可浮-硫浮选-磁选和铜硫等可浮-磁选-铁精矿浮选脱硫两种原则工艺流程进行试验研究,铜硫等可浮分选时,采用选择性的铜捕收剂BK306在无碱条件下将铜和部分易浮硫化物浮出,然后进行铜硫分离回收铜、金;最后通过磁选从浮选尾矿中回收铁。通过铜硫等可浮(粗精矿再磨精选分离)-硫强化浮选-磁选和铜硫等可浮(粗精矿再磨精选分离)-磁选-铁精矿强化浮选脱硫两种试验方案的工艺流程和闭路试验指标的对比分析,最终确定了铜硫等可浮(粗精矿再磨精选分离)-磁选-铁精矿强化浮选脱硫的工艺流程,闭路试验获得含铜19.68%、含金8.26 g/t、铜回收率73.19%、金回收率41.83%的铜精矿,含硫35.58%、硫回收率26.02%的硫精矿,以及含铁69.23%、含硫0.16%、铁回收率91.40%的铁精矿。该工艺既可实现矿石中伴生有价金属铜、金的高效回收,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获得含硫低、铁品质较好的铁精矿。     

某含铜高硫磁铁矿石选矿试验

针对某磁铁矿石中含铜且磁黄铁矿含量高的特点,采用弱磁选-弱磁选精矿反浮选脱硫-弱磁选尾矿浮铜工艺进行选矿试验,获得了铁品位为66.85%,铁回收率为67.82%,硫含量仅0.20%的铁精矿和铜品位为23.40%,铜回收率为64.06%的铜精矿以及硫品位为23.05%的附加产品硫精矿,实现了铁、铜、硫的综合回收。草酸对磁黄铁矿的选择性活化作用和新型捕收剂CYS对磁黄铁矿的强捕收能力是磁铁矿与磁黄铁矿得以高效分离的关键。     

新疆某铜镍尾矿综合利用选矿试验

新疆某铜镍尾矿中尚含有0.2%左右的镍、0.1%左右的铜,同时还含有17%左右的铁和3%左右的硫。镍主要以镍黄铁矿形式存在,铜主要以黄铜矿形式存在,铁主要以磁铁矿形式存在,硫主要以磁黄铁矿和黄铁矿形式存在。为了给该尾矿中这些有价成分的综合回收提供依据,对该尾矿进行了再选试验。结果表明：采用铜镍浮选-硫浮选-铁磁选-磁选精矿再浮选脱硫的工艺流程,并在铜镍粗选时采用旋流喷射浮选柱、在铜镍精选前和磁选精矿脱硫前采用再磨手段,最终可获得铜、镍品位分别为1.21%和2.72%,铜、镍回收率分别为12.30%和16.59%的铜镍混合精矿,以及铁品位为65.12%、铁回收率为26.96%的铁精矿和硫品位为35.73%、硫回收率为87.54%的硫精矿。     

皖南某铁铜硫多金属矿选矿工艺研究

皖南某铁铜硫多金属矿中铁矿物以磁性铁为主,伴生有少量黄铜矿和黄铁矿,矿物嵌布关系复杂、粒度粗细不均。根据矿石性质,试验采用优先浮铜—铜尾浮硫—硫尾弱磁选铁的工艺流程,针对含Fe44.55%、Cu 0.26%、S 2.73%的原矿,获得了Fe品位67.56%、回收率86.94%的铁精矿,Cu品位19.44%、回收率84.69%的铜精矿以及S品位37.85%、回收率62.12%的硫精矿,该流程较好地回收了铁、铜、硫矿物,为同类矿石的选矿提供了借鉴。     

某选锌尾矿中硫矿物的回收试验

某浮锌尾矿中硫含量为10.13%,主要硫化物为磁黄铁矿和黄铁矿。采用磁-浮联合流程进行了硫回收试验研究,通过1粗1精弱磁选和1粗1精1扫浮选可获得硫品位为35.59%、回收率为64.82%的磁选硫精矿和硫品位为31.09%、回收率为23.42%的浮选硫精矿,综合硫精矿硫品位为34.27%、回收率为88.24%。     

安徽某铁硫铜多金属矿石综合回收试验研究

安徽某含铜铁矿石为典型的多金属伴生矿,矿物间共生密切,嵌布关系复杂。矿石中金属矿物主要为磁铁矿,少量黄铁矿、黄铜矿及磁黄铁矿等;非金属矿物主要为蛇纹石、透辉石及透闪石等。为综合回 收矿石中的有价组分,在条件试验的基础上,采用铜硫混合浮选—铜硫分离—混浮尾矿磁选的工艺流程处理该矿石,全流程试验最终可获得Cu品位22.18%、Cu回收率76.85%的铜精矿,S品位43.29%、S回收率45.71%、 Co品位0.43%、Co回收率45.04%的硫精矿,及Fe品位62.36%、Fe回收率93.09%、含S 0.18%的铁精矿。试验指标良好,伴生组分Co在硫精矿中有效富集,实现了有价金属的综合回收。     

某高硫铁铜矿石铜硫选矿试验

粤北某高硫铁难选铜矿石中铜矿物绝大部分为黄铜矿,含硫矿物主要为黄铁矿,其次为磁黄铁矿,脉石矿物主要为石英、正长石、白云母、透闪石、方解石、绿泥石,主要有回收价值的元素为铜、硫。原生硫化铜占总铜的87.60%,次生硫化铜占总铜的11.81%;非磁性硫占总硫的62.02%,磁性硫占总硫的37.62%。为确定该矿石的合理铜、硫回收工艺,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75%的情况下,采用1粗3精2扫、中矿顺序返回(精选1、扫选1中矿合并再磨后返回)流程浮铜,浮铜尾矿1次弱磁选磁黄铁矿,弱磁选尾矿1粗2扫流程浮选黄铁矿,可获得铜品位为19.89%、铜回收率为82.07%的铜精矿,硫品位为33.18%、硫回收率为29.11%的磁性硫精矿,以及硫品位为43.75%、硫回收率为55.26%的硫精矿,总硫回收率达84.37%,该工艺有效地回收矿石中的铜、硫资源。     

四川某难选硫铁铅锌矿合理选矿工艺研究

针对四川某磁黄铁矿含量高、铅锌品位低、矿物共生关系密切的铅锌矿石进行了选矿工艺试验研究。采用铅优先浮选-磁选脱硫-锌硫混浮再分离的工艺流程,可获得Pb品位62.37%,回收率86.75%的铅精矿,Zn品位46.46%,回收率83.13%的锌精矿,S品位39.10%,回收率82.37%的硫铁精矿,试验指标良好,实现了铅锌硫的综合回收,为经济合理开发该类矿石提供了一定参考。      

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。      

铜陵有色某矿山磁选尾矿连选回收硫试验

铜陵有色某矿山为解决铜(含金银)、铁回收后的选硫精矿品质问题,在小型条件试验基础上进行了连选选硫试验。结果表明:①磁选尾矿中金属矿物主要为黄铁矿、磁黄铁矿,黄铁矿、磁黄铁矿的解离度均在90%左右,粒度主要分布在10～60μm;脉石矿物主要是石英,其次为方解石、石榴子石等。②磁黄铁矿可浮性比黄铁矿差,且与易浮脉石矿物可浮性相近,是造成浮选工艺很难获得高品质的硫精矿的原因。根据黄铁矿与磁黄铁矿可浮性差异,以及磁黄铁矿和脉石矿物磁性的差异,采用分步浮选、中矿强磁选、强磁选精矿浮选工艺连选,获得了含硫40.36%、含铁49. 25%,全硫+铁品位为89.61%,硫回收率为66.78%的总硫精矿,该精矿经烧酸之后,硫酸烧渣铁品位可达65%,大大提高了硫酸烧渣的附加值。③产品镜下分析表明,磁选尾矿中主要有用矿物为黄铁矿和磁黄铁矿;硫精矿1中金属矿物以黄铁矿为主;精选1尾矿和精选2尾矿中金属矿物主要是磁黄铁矿;硫精矿2中金属矿物以磁黄铁矿为主。这表明分步浮选、中矿强磁选、强磁选精矿浮选工艺是回收磁选尾矿中黄铁矿和磁黄铁矿的合理工艺。④本次连选试验的尾矿2(即强磁选尾矿)含硫较高,达14.53%,以非磁性磁黄铁矿为主,后续应开展该部分含硫矿物的回收研究。     

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。     

从某硫精矿中回收铜的试验研究

某硫精矿含铜0.41%,铜矿物主要为黄铜矿和辉铜矿,硫矿物主要是磁黄铁矿,其次是黄铁矿,脉石矿物为少量蛇纹石、滑石、绿泥石等易泥化矿物,经镜下鉴定铜矿物与黄铁矿关系密切,基本以较粗的连生体形式存在,而磁黄铁矿基本不含铜。综合考虑矿石性质,确定采用"磁选脱硫—脱泥—浮铜"流程回收铜,全流程获得铜精矿铜品位20.26%,铜回收率73.41%。     

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。     

以羟乙基纤维素为抑制剂浮选分离铜硫

为检验铜硫分离新型抑制剂HEC的有效性,并了解HEC作用效果的影响因素,以丁基黄药为捕收剂,对黄铜矿、黄铁矿纯矿物进行了浮选试验,并以HEC为抑制剂进行了实际矿物浮选试验。结果表明：①丁基黄药对黄铜矿的捕收能力强于黄铁矿,且几乎不受矿浆pH值的影响,在无抑制剂的情况下,高碱环境可抑制黄铁矿的上浮。②HEC可用于铜硫分离,用量为200 mg/L时可显著抑制黄铁矿,但对黄铜矿的抑制能力很弱。③抑制剂HEC适宜在pH=7的环境下浮选分离黄铜矿与黄铁矿的人工混合矿。④在分选内蒙古某铜硫矿石时,以HEC为铜硫分离黄铁矿的抑制剂,可获得铜品位为23.21%、铜回收率为81.75%的铜精矿,以及硫品位为13.20%、硫回收率80.83%的硫精矿,较好地实现了铜硫分离。     

河南某多金属铁矿石选矿试验研究

河南某铁矿矿石中除磁铁矿外,还伴生有铜、硫矿物,其中硫矿物有相当一部分为磁黄铁矿。为了给该矿的矿床工业评价及矿石可选性评估提供依据,对该矿矿石进行了选矿试验研究。试验结果表明：采用铜、硫依次浮选-浮选尾矿弱磁选联合工艺流程,可以综合回收矿石中的铜、硫、铁。获得的铁精矿铁品位为65.10%,回收率为57.23%,硫精矿硫品位为42.00%,回收率为95.62%,铜精矿铜品位为19.20%,回收率为52.79%,并且铁精矿含铜和含硫分别为0.03%和0.25%,达到国家铁精矿粉矿二级品的含杂标准。     

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。     

某含金铜硫矿浮选分离试验研究

为了合理开发利用某含金硫化铜矿资源,开展了工艺矿物学和选矿综合利用试验研究。研究显示,矿石中主要有价元素铜品位为0.57%,伴生元素金品位为1.56 g/t;铜主要以黄铜矿的形式存在,金主要以自然金和银金矿的形式赋存,其载体矿物多为黄铁矿和黄铜矿。以YZ-05为捕收剂,采用“铜金硫混合浮选—铜硫分离—硫精矿再磨—金硫分离”的分选试验流程,闭路试验得到了铜精矿、金精矿和硫精矿,其中铜精矿Cu品位为19.57%、回收率88.7%,Au品位为36.93 g/t、回收率65.5%,Ag品位为61.00 g/t,回收率46.70%;金精矿Au品位42.27 g/t、回收率21.1%金综合回收率为86.6%;硫精矿中S品位为48.24%,回收率为69.70%。该研究为此矿石的综合回收利用提供了技术依据。     

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。     

某低品位铜镍硫化矿石选矿试验

吉林某低品位铜镍硫化矿石铜品位为0.27%、镍品位为0.48%。矿石中含镍矿物主要为紫硫镍铁矿、镍黄铁矿,含铜矿物主要为黄铜矿、铜蓝、斑铜矿。试验研究表明,采用单一浮选流程不能获得较好的选别指标;由于矿石中紫硫镍铁矿、镍黄铁矿、黄铜矿等有用金属硫化物与磁铁矿嵌布关系密切,因此采用弱磁选对含镍矿物进行富集,获得目的矿物含量高、易泥化脉石含量低的磁性产品和目的矿物含量低、易泥化脉石含量高的非磁性产品,再分别进行磨浮流程处理。结果表明：原矿磨细至-0.074 mm占30%时进行弱磁选,磁性产品和非磁性产品分别再磨至-0.074 mm占85%后采用1粗2精2扫闭路浮选流程处理,获得了铜品位为4.53%、镍品位为6.65%、铜回收率为54.63%、镍回收率为44.90%的铜镍混合精矿1和铜品位为1.88%、镍品位为3.37%、铜回收率为23.98%、镍回收率为24.13%的铜镍混合精矿2,尾矿铜、镍品位分别降至0.06%和0.16%,实现了对该铜镍硫化矿石的有效分选。     

蒙古某铜矿伴生金银浮选回收工艺技术研究

蒙古某铜矿含铜0.61%,含硫2.57%,含金0.80g/t,含银15.12g/t,矿石中铜矿物主要为黄铜矿、斑铜矿及辉铜矿,脉石矿物有石英、长石、云母等。矿石中金、银等有价元素与黄铜矿、黄铁矿等金属矿物之间嵌布关系密切。本文研究针对该矿石特征,采用铜优先-铜和脉石浮选分离工艺流程,粗选采用选择性捕收剂BKH优先选铜,精选采用新型抑制剂BKL抑制脉石矿物,最终获得实验室闭路试验结果为：铜精矿含铜24.85%,铜回收率81.88%;含金21.87g/t,金回收率55.00%;含银515.80g/t,银回收率68.89%。