福建某钨矿伴生硫化矿钼铜铋分离试验研究

福建某钨矿采用重选方法回收,所得重选毛砂采用混合浮选方法脱除伴生的硫化矿,产出合格钨精矿;而脱除出来的伴生硫化矿含Mo 2.20%、Cu 2.59%、Bi 1.22%、S 40.31%,有用组分多、性质复杂、药剂残留多,分离难度大。长期以来,该矿采用钼浮选-铜浮选-铋重选工艺回收其中的钼、铜和铋,金属互含高、品位和回收率低。为了充分利用该钨矿伴生硫化矿资源,进行了详细的选矿试验研究,最终采用钼浮选-铜浮选-铋浮选工艺流程,其中钼使用硫化钠抑制后加煤油选钼、铜采用石灰抑制后用TL-1捕收剂选铜、铋采用硫酸铝活化后用乙硫氮选铋,可大幅度提高钼、铜和铋的回收率,其闭路试验指标为：钼精矿含Mo 50.16%、回收率94.48%,铜精矿含Cu 20.49%、回收率90.08%,铋精矿含Bi 20.29%、回收率59.59%。该工艺可实现钨矿伴生硫化矿钼铜铋的高效分离,提高硫化矿资源综合利用率。     

广西某钨铜钼铋多金属矿选矿试验研究

广西某钨铜钼铋复杂多金属硫化矿矿床,矿石性质复杂,矿物种类较多。原矿中金属品位较低,铜0.41%、钼0.041%、铋0.049%、WO_3 0.35%,铜钼铋钨均达到了工业回收价值,故可以综合回收。针对原矿性质复杂的特性,试验拟采用浮选—重选流程,因考虑原矿品位较低,可回收的元素种类多,为了最大程度提高资源综合利用率,同时从试验操作的可控性考虑,故采用混合浮选,得到铜钼铋硫混合精矿—硫化矿分离—混合浮选尾矿重选回收钨的工艺流程。铜铋分离过程中使用水玻璃为抑制剂,乙硫氮为捕收剂,并获得良好的分离指标。混浮尾矿使用云锡摇床重选回收钨,重选流程为一次粗选、一次精选、一次扫选,最终获得钨精矿品位为WO_3 56.01%的指标。     

四川某含金碲铋矿选矿试验研究

对四川某地含金银碲铋矿进行了初步矿物组分研究,针对矿物特性进行了浮选条件试验,最终浮选闭路试验可以获得碲品位和回收率分别为9.94%和94.81%的精矿产品。精矿产品中铋、金和银含量分别为14.99%、27.27g/t和64.20g/t,回收率分别为95.08%、92.65%和86.63%。通过试验确定了该碲铋矿石的选矿工艺流程及药剂制度,并综合回收利用了其中的共伴生矿物。     

刚果（金）加丹加矿区硫氧混合型铜钴矿石选矿工艺研究

刚果（金）加丹加矿区硫氧混合型铜钴矿石含Cu2.21%和Co0.16%,铜钴元素均达到了工业回收标准,为确定合理高效的选矿工艺,进行了矿石性质分析及选矿试验研究。结果表明:该硫氧混合型铜钴矿石中的目的矿物种类复杂,目的元素铜除硫化铜和氧化铜形态赋存外,还有部分铜以铜锰铝硅氧化结合物中的铜形态赋存。钴主要以含钴黄铁矿及水钴矿形式赋存,脉石矿物主要以易泥化的碳酸盐类脉石为主。结合矿石性质分析和探索条件试验的结果确定了硫化矿物浮选—氧化矿物硫化钠硫化、组合捕收剂协同捕收浮选氧化铜矿物—氧化矿尾矿高梯度强磁选的选矿工艺,该工艺根据不同类型的目的矿物可浮性和磁性的差异性,分段产出硫化铜精矿、氧化铜精矿和磁选精矿三个产品,三个产品总铜回收率达到了91.54%,总钴回收率达到了56.48%,实现了对该硫氧混合型铜钴矿石主要元素的综合回收。      

从云南某硫精矿中回收铜铋的选矿试验

云南某硫精矿含铜0.76%、含铋1.77%;铜主要赋存于黄铜矿中,铋主要以辉铋矿、辉铅铋矿、铋华和自然铋等形式存在;含铜矿物主要以连生体形式存在于粗粒级中,含铋矿物多以微细粒单体形式存在于微细粒级中。为回收该硫精矿中的铜、铋元素,进行了选矿试验研究。结果表明:以0.043 mm为分级粒度进行分级,粗粒级磨细至-0.074 mm占81%,以石灰为抑制剂、ZA为铜捕收剂,经1粗2精2扫闭路浮选,获得了铜品位为18.29%,作业回收率为87.79%,对硫精矿回收率为70.88%,含铋0.47%的铜精矿;细粒级在盐酸浓度为3 mol/L、氯化钠用量为100 kg/t、BJ用量为150 kg/t、液固比为3条件下常温浸出2.5 h,获得了铋浸出率为95.54%、对硫精矿回收率为90.04%,浸渣铋品位为0.13%的指标。     

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。     

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。     

提高综合回收指标的措施

<正> 我矿回收钼铋铜浮选厂投产多年,但产品质量差,回收率低,生产不稳定,有用矿物损失严重。为此,我们采取了一些技术措施,收到良好效果。我矿枱浮硫化矿含有黄铁矿、黄铜矿、辉钼矿、辉铋矿、方铅矿、闪锌矿和磁黄铁矿等矿物。其主要元素的含量如表1。改进后回收钼铋铜浮选流程及药剂用量如图所示。该流程的技术指标列于表2。表2表明,由于我们采取一些技术措施,指标有了明显提高。这些技术措施是: 1.改进工艺流程。抑铜浮铋钼作业增加一次扫选;抑铋浮钼作业增加两次精选和一次扫选。2.用3槽3A浮选机代替6槽1A浮选机进行钼铋铜全浮选,以增加浮选时间。     

辉铅铋矿与黄铜矿浮选分离的研究

在我国的某些钨矿中,伴生着一定数量的辉铅铋矿(PbS·Bi_2 S_3)。它富集干黑钨粗精矿中。由于其可浮性与黄铜矿的相近,进一步精选时,它往往混入铜精矿中而未被回收。我们曾对其进行纯矿物可浮性研究和矿石浮选试验,对混合硫化矿石,在不经预先脱药的情况下,以硫氮九号为捕收剂,石灰作调整剂,使辉铅铋矿与黄铜矿较好地分离。(一)辉铅铋矿纯矿物试验试料采自江西小     

极低品位微细粒自然铋的浮选工艺研究

对云南个旧某极低品位微细粒自然铋进行了浮选工艺研究。根据试样中自然铋品位极低且嵌布粒度微细的特点, 采用硫化矿混浮-粗精矿抑硫浮铋铜-铋铜分离的全浮选工艺流程, 最终获得了含铜18.66%、回收率33.27%的铜精矿和含铋21.70%、回收率44.37%的自然铋精矿。结果表明, 浮选药剂GYZM是自然铋的选择性抑制剂。