卡房低品位难选多金属矿综合回收生产实践

为了充分利用云南卡房新山缓倾斜难选极低品位多金属矿床资源,在工艺矿物学研究、小试、连选试验的基础上,采用"硫化矿混合浮选—混合浮选精矿铜钼与铋硫分离—铜与钼分离、铋与硫分离;浮硫尾矿抑钙浮钨—白钨粗精矿加温精选"工艺,并完成了日处理3000 t低品位多金属矿生产系统的产业化建设。虽然生产中由于原矿铋和钼品位大幅降低没有生产铋精矿和钼精矿,但仍获得了钨精矿WO3品位50.76%、回收率56.82%,铜精矿品位9.93%、回收率62.33%的生产指标,具有较好的指导意义和推广应用前景。     

钨细泥重-浮-重选矿新工艺的研究

根据钨细泥的矿石特性,采用重-浮-重联合流程回收钨,即先用离心选矿机脱除部分微细粒级可浮性较好的轻矿物,再进行黑白钨混合浮选,经加温浮选获得白钨精矿及摇床重选获得黑钨精矿.在钨细泥品位为0.33%时,获得品位55.38%WO3、回收率29.82%的白钨精矿,品位38.76%WO3、回收率32.55%的黑钨精矿,总钨平均品位为45.26%,总钨回收率为62.37%的选别指标.     

新型捕收剂CK-2浮选某低品位白钨矿的研究

为提高某低品位白钨矿选厂生产中白钨精矿回收率,进行了浮选试验研究。结果表明,新型高效白钨捕收剂CK-2较现场捕收剂ZL表现出更强的捕收性和选择性,全流程闭路试验可以获得白钨精矿WO₃品位63.33%、回收率86.30%的选别指标,与现场捕收剂ZL相比,白钨精矿回收率提高了4.17个百分点。     

某钨、钼、铋、萤石复杂多金属矿分选尾矿中钨的选矿试验

通过采用弱磁选-黑白钨混合浮选-黑白钨分离浮选-白钨精选-黑钨摇床选别-黑钨细泥浮选的工艺流程回收某钨、钼、铋、萤石复杂多金属矿经等可浮硫化矿浮选尾矿中钨,可得到白钨精矿WO₃品位68.79%,回收率53.27%,黑钨精矿WO₃品位52.49%,回收率17.57%,钨总的回收率70.84%的选矿技术指标。同时指出白钨精矿酸浸可以除掉磷,溶去方解石等杂质,白钨精矿品位提高了2.46个百分点。     

江西某钨矿钨细泥选矿新工艺应用研究

江西某大型钨矿,日产细泥400~500 t,含WO30.13%~0.5%,-0.074mm含量大于90%,-0.02mm含量达32.3%。采用重选预富集-浮选-重选选矿新工艺选别该细泥,小型试验指标为:总钨精矿品位WO345.26%,回收率62.33%,其中白钨精矿品位WO355.38%,回收率29.82%,黑钨精矿品位WO338.76%,回收率32.51%。工业试验指标为:总钨精矿品位WO351.148%,回收率62.52%,其中白钨精矿品位WO365.43%,回收率31.40%,黑钨精矿品位WO341.90%,回收率31.12%。     

广东惠东某含铜白钨矿石浮选试验

广东惠东某含铜白钨矿石WO_3品位1.25%,铜品位0.15%,95.09%的钨以白钨矿的形式存在,硫化铜中的铜占总铜的95.14%。为给该矿石的开发利用提供技术支持,按铜硫混合浮选—白钨浮选原则流程进行条件试验。结果表明,原矿磨矿至-0.074 mm 68%进行1粗2精1扫铜硫混合闭路浮选,可获得铜品位5.13%、回收率93.79%的铜硫混合精矿;以碳酸钠为调整剂、水玻璃为抑制剂、ZL为捕收剂对硫化矿混合浮选尾矿进行1粗2精3扫白钨浮选—精矿1粗2精1扫加温浮选,可得到WO_3品位68.86%、回收率91.58%的白钨精矿,实现铜硫的富集和白钨矿的有效回收,可为该矿石中铜、硫、钨的回收利用提供参考,但仍需进行铜硫混合精矿的分离研究。     

CK-13在某低品位白钨矿浮选中的应用

针对某低品位白钨矿选厂生产中加温精选能力不足等问题,开展提高白钨粗精矿品位及回收率的试验研究,对含钨0.13%的矿样,通过使用自主研发的白钨捕收剂CK-13,工业试验取得了钨粗精矿含钨(WO3)2.55%,回收率为83.13%的选矿技术指标,白钨粗精矿品位提高了90.3%,解决了加温精选能力不足的问题。     

从高含碳酸钙钨多金属矿浮选尾矿中回收白钨矿

对某高含碳酸钙钨多金属矿的铜钼铋浮选尾矿进行白钨矿回收试验研究。该浮选尾矿WO₃含量为0.43%,碳酸钙含量为44.62%,是白钨矿—方解石型难选白钨矿。研究了以氢氧化钠作矿浆pH调整剂配合抑制剂水玻璃和捕收剂731的常温浮选工艺回收白钨矿,并对白钨粗精矿进行了加温精选—酸浸的试验研究,以提高钨精矿品位。最终确定采用常温浮选—钨粗精矿加温精选—钨精矿酸浸工艺流程,常温浮选闭路试验获得含WO₃ 4.89%、WO₃回收率为84.66%的白钨粗精矿,白钨粗精矿经加温精选—钨精矿酸浸获得含WO₃ 63.25%、回收率78.84%的合格钨精矿。实现了该高含碳酸钙铜钼铋浮选尾矿中白钨矿的高效回收。     

黑白钨细泥选矿新工艺的研究

江西某矿钨细泥(70%-30 μm)的WO3在白钨矿、黑钨矿和钨华中的分布率分别为45.30%, 53.01%,1.69%.采用Na2CO3、改性Na2SiO3和Pb(NO3)2作调整剂,TA-4作捕收剂对黑白钨矿进行粗选,然后加温精选分离,其泡沫经酸浸获得白钨精矿,加温精选尾矿经摇床选别获得黑钨精矿.试验结果表明,Na2CO3 的合理添加直接影响黑白钨混合浮选的选别效果;采用新型选钨捕收剂TA-4是提高钨选别指标的关键,精选中加入NTA有利于白钨矿与黑钨矿的分离.当钨细泥给矿品位(WO3)为0.2%时,获得品位59.55%、回收率47.21%的白钨精矿,品位36.62%、回收率19.53%的黑钨精矿,钨精矿的平均品位为50.60%、总回收率为66.74%.     

从选铜尾矿中综合回收铜铋钨试验研究

在工艺矿物学研究的基础上,针对以嵌布粒度微细、品位极低的黄铜矿、自然铋和白钨矿为主要有用矿物的尾矿进行了选矿试验研究。在使用高选择性药剂条件和最优的药剂制度下,采用全浮选工艺流程实现了选铜尾矿中铜、铋和钨的综合回收,最终获得了含铜16.13%、回收率35.82%的铜精矿,含铋21.35%、回收率40.75%的铋精矿,含钨66.92%、回收率53.89%的白钨精矿的技术指标。     

某含银高硫铜矿的选别流程对比实验研究

云南某含银高硫铜矿,矿石中矿物组成较为复杂,目的矿物硫化铜矿物、硫化铁矿物嵌布粒度不均匀且多数较细,银载体矿物分散。在矿石性质研究的基础上进行了选别流程对比实验研究。结果表明,采用优先浮选获得了铜品位21.60%、银品位602.84 g/t及铜回收率89.30%、银回收率54.39%的铜精矿,硫品位45.60%及硫回收率89.79%的硫精矿;采用混合浮选获得了铜品位21.24%、银品位598.42 g/t及铜回收87.38%、银回收率54.01%的铜精矿,硫品位46.38%及硫回收率87.92%的硫精矿。相对于混合浮选流程,在铜精矿中银回收率相近的情况下,优先浮选流程更充分的回收了矿石中的铜、硫,且流程稳定可靠及适合生产应用,可作为选矿工艺技术依据。     

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。     

复杂含银砷硫化铜矿浮选试验对比研究

针对云南某含银砷的硫化铜矿,查明了化学多元素、矿物组成、嵌布粒度和单体解离度等工艺矿物学特性,对比了混合浮选和等可浮选两种方案的选别指标。结果表明,在原矿铜、砷、银品位分别为0.41%、1.82%、16.24g/t条件下,等可浮选方案获得了铜品位为22.11%,铜回收率为66.32%的铜精矿,其中砷含量为0.45%,银品位和银回收率为438.48g/t、33.21%;混合浮选方案获得了铜品位为20.14%,铜回收率为75.14%的铜精矿,其中砷品位为0.81%,银品位和银回收率分别为413.75g/t、38.98%。混合浮选方案比等可浮选方案获得的选别指标要好,但砷含量较高。由此可以看出,铜精矿中砷品位与铜、银回收率呈同步升降关系。     

分步浮选提高甘肃某铜矿石选矿指标

甘肃某铜矿石含铜1.6%左右,铜主要以黄铜矿的形式存在,但黄铜矿单体解离性能欠佳且可浮性不一致,对分选不利。现场采用常规浮选工艺处理该矿石,虽能获得合格的铜精矿,但选矿指标不是十分理想。为此,针对矿石性质,以具有较好选择性的LP-01为快速浮选捕收剂、以具有较强捕收能力的Y-89为强化浮选捕收剂进行了分步浮选试验,同时模拟现场工艺进行了对比试验。结果表明：采用分步浮选工艺可获得铜品位为25.61%、铜回收率为83.58%的铜精矿1和铜品位为13.89%、铜回收率为12.36%的铜精矿2,两者合计,综合铜精矿铜品位为23.10%、铜回收率达95.94%;而采用现场工艺获得的铜精矿铜品位为21.86%%、铜回收率为93.88%。相比之下,分步浮选工艺使铜精矿铜品位提高了1.24个百分点、铜回收率提高了2.06个百分点,优越性明显。     

西北某难处理硫化铜锌矿石浮选试验

西北某铜锌矿石矿物种类繁多、铜锌矿物及其与脉石矿物嵌布关系复杂,单体解离难度大且锌矿物极易上浮,属于典型的难处理铜锌矿。为了合理开发利用该矿石资源,采用优先浮选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85%的情况下,采用1粗1扫选铜、铜粗精矿再磨至-0.045 mm占85%后再3次精选、选铜尾矿1粗1扫2精选锌、中矿顺序返回闭路流程处理,可获得铜品位为20.15%、含银576.40 g/t、含锌4.66%、铜回收率为77.32%、银回收率为46.67%的铜精矿,以及锌品位为45.21%、含银153.80 g/t、含铜0.52%、锌回收率为86.15%、银回收率为44.73%的锌精矿。试验取得了理想的铜锌银回收效果。     

优先浮选与混合浮选工艺提高含金铜硫矿石回收率的对比试验

随着铜硫矿山资源的不断开采,入选矿石品位下降,矿石的组成和性质复杂、嵌布粒度细,共生关系密切。在对某含金铜硫矿石性质研究的基础上,采用优先浮选工艺与混合浮选工艺进行对比,探索两个工艺的最优流程与药剂制度,对精矿、尾矿进行分析,结果显示优先浮选工艺在细度-0.074mm 90%时取得的指标最优,获得铜精矿指标为：产率1.99%、品位21.25%、回收率91.62%、Au品位12.28g/t、Au回收率70.26%,硫精矿指标为：产率2.58%、品位49.59%,回收率54.47%;混合浮选工艺在磨矿细度为-0.074mm 80%时,获得铜精矿指标为：产率2.00%、品位19.15%、回收率83.04%、Au品位9.81g/t、Au回收率56.36%,硫精矿指标为：产率3.11%、品位39.14%,回收率51.85%。优先浮选艺流程简单,操作过程稳定可靠,指标较好,药剂制度简单,易于控制,适用于生产。对类似的含金铜硫矿物浮选具有重要参考价值。     

内蒙古某铅锌矿石铜铅分离试验研究

内蒙古某铅锌矿石除含铅、锌外,还含有银、少量的铜等伴生有价金属,其中原矿中含铜量为0.13%。为降低铅精矿的含铜量,产出合格铜精矿,综合提高铜铅利用价值,对铜铅混合浮选和铜铅分离工艺进行小型试验研究。研究结果表明,采用铜铅混合浮选—抑铅浮铜—混合浮选尾矿选锌流程可以较好的实现铜铅分离,铜铅混合浮选闭路试验获得铜铅混合精矿含铅品位42.65%、铅回收率72.45%,含铜品位3.64%,铜回收率75.23%。铜铅分离闭路试验获得铅精矿品位46.37%、铅回收率98.80%,铜精矿品位24.59%、铜回收率90.71%,为综合回收某铅锌矿中伴生低品位铜提供了技术依据。     

某铁矿尾矿综合回收工艺研究

对某含铁21.77%、铜0.20%、硫1.03%的尾矿砂的化学成分及主要矿物物相进行了分析,并针对性地制定了铁、铜、硫回收试验的弱磁-强磁-还原焙烧-弱磁-铜硫混浮-铜硫分离原则流程,在试验确定的最优工艺技术条件下,获得了产率20.39%、铁品位61.62%、回收率57.71%的铁精矿,铜品位14.57%、回收率3.21%的铜精矿,硫品位38.21%、回收率10.95%的硫精矿。得出铁矿物回收经济效益显著、铜硫矿物回收效益不理想的结论。     

新疆某铜铁矿综合回收试验

新疆且末某铜铁矿全铁品位为50.92%,铜品位为0.31%,含硫3.46%,为降低铁精矿硫品位及综合利用回收铜硫,对其进行了铁精矿脱硫及铜硫综合回收试验研究。通过工艺流程对比,确定采用组合药剂先浮选后磁选流程,最终获得了全铁品位为67.12%、铁回收率为76.39%、含硫为0.26%的铁精矿,硫品位为23.86%、硫回收率为79.28%的硫精矿,铜品位为15.74%、铜回收率为70.66%的铜精矿,铁精矿达到了质量要求,并实现了该类矿石的综合利用。     

易门铜冶炼渣选铜试验

易门铜冶炼渣成分复杂,铜品位为1.83%,主要铜矿物为硫化铜,占总铜的94.54%。为高效回收其中的铜,进行了选矿试验研究。结果表明,在磨矿细度为-0.045 mm占90%的情况下,采用1粗3精2扫、中矿顺序返回浮选流程处理该试样,可获得铜品位为18.27%、含银76.20g/t、铜回收率为84.86%、银回收率为44.06%的铜精矿。试验确定的选矿工艺流程较简单,不仅对铜有较好的回收效果,而且综合回收了其中的银,是该试样中铜的理想回收工艺。