中矿再磨提高高硫铜矿石选铜回收率的试验研究

在对某高硫铜选厂浮选工艺流程考察的基础上,加入中矿再磨作业,在铜精矿品位不低于现场指标的前提下,采用中矿再磨工艺进行选矿试验,铜精矿回收率从87.22%提高至89.82%。运用筛析化验分析方法对中矿磨前、磨后和尾矿等颗粒进行分析发现,中矿磨后能有效的降低粗颗粒粒级的数量,解离出粗颗粒中的有用矿物,增加中间粒级的产率和金属量,中矿再磨工艺有效的降低尾矿品位。中矿磨后返回到粗选二段构成了浮选和磨矿之间的循环,使中矿不断选择性磨矿、分级、浮选,直至达到适当的单体解离度为止,有利于整个工艺铜回收率的提高。     

某低品位铜矿磨机给矿预先分级-浮选实验

铜矿物过磨是浮选时铜损失的原因之一。磨机给矿预先分级-粗粒磨矿-合并再浮选工艺可以一定程度上减少磨矿过程中-10μm难选矿泥的产生,减少-10μm粒级铜浮选损失,从而提高了铜的回收率。本文进行某低品位铜矿的磨机给矿直接磨矿浮选与磨机给矿预先分级-粗粒磨矿-合并再浮选对比实验,闭路实验结果表明：控制铜精矿的铜品位相当时,磨机给矿直接磨矿浮选的铜回收率为89.87%,磨机给矿预先分级粒-粗粒级磨矿-合并再浮选的铜回收率为91.19%,磨机给矿预先分级粒-粗粒级磨矿-合并再浮选工艺较磨机给矿直接磨矿浮选的铜回收率高1.32%。     

中矿选择性分级再磨工艺在武山铜矿的应用

浮选过程中矿物的单体解离度是影响选矿回收率的重要因素。武山铜矿将精Ⅰ尾矿（中矿）由原来顺序返回选铜粗选搅拌桶,改为进入原矿泵池,经旋流器分级后粗颗粒进入球磨机再磨,使得同段磨矿与浮选作业之间构成了磨浮大循环,解决了中矿单体解离不好的问题,稳定了磨矿浮选流程,提高了选铜指标。     

中矿选择性分级再磨工艺在武山铜矿的应用

浮选过程中矿物的单体解离度是影响选矿回收率的重要因素。武山铜矿将精Ⅰ尾矿（中矿）由原来顺序返回选铜粗选搅拌桶,改为进入原矿泵池,经旋流器分级后粗颗粒进入球磨机再磨,使得同段磨矿与浮选作业之间构成了磨浮大循环,解决了中矿单体解离不好的问题,稳定了磨矿浮选流程,提高了选铜指标。     

某低品位铜矿磨机给矿预先分级—浮选试验

铜矿物过磨是浮选时铜损失的原因之一。磨机给矿预先分级—粗粒磨矿—合并再浮选工艺可在一定程度上减少磨矿过程中-10μm难选矿泥的产生,减少-10μm粒级铜浮选损失,从而提高铜的回收率。进行了某低品位铜矿的磨机给矿直接磨矿浮选与磨机给矿预先分级—粗粒磨矿—合并再浮选对比试验。闭路试验结果表明,控制铜精矿的铜品位相当时,磨机给矿直接磨矿浮选的铜回收率为89.87%,磨机给矿预先分级粒—粗粒磨矿—合并再浮选的铜回收率为91.19%,较磨机给矿直接磨矿浮选的铜回收率高1.32个百分点。     

提高某铜选厂一段选铜回收率的新工艺试验研究

随着矿山资源的不断开采,入选矿石品位逐渐下降,为了提高有价元素的回收率,中矿再磨是行之有效的方法之一。在某铜选厂铜粗精矿品位不低于现场指标的前提下,采用浮选中矿选择性分级再磨新工艺进行选矿试验,铜粗精矿回收率从86.99提高至89.93%,通过试验探索了新工艺原矿和中矿的浓度、细度以及药剂制度等工艺条件,运用反光显微镜、解离度分析等手段对新工艺原理进行分析和研究,发现浮选中矿选择性分级再磨新工艺可以不断循序渐进的对粗颗粒中矿进行分级、磨矿、浮选,形成磨浮大循环、大闭路磨矿,中矿粗颗粒返回再磨过程中解离度增加,有用矿物浮选时间延长,浮选效率随之升高。     

浮选中矿选择性分级再磨浮选机理研究

安徽某铜矿随着井下的开拓延伸,铜品位有所下降,目前铜平均品位为0.62%左右,采用现场常用浮选药剂按铜硫混合浮选-铜硫分离、中矿循序返回流程试验,得到铜精矿品位21.47%、铜回收率85.52％的技术指标。采用中矿选择性分级再磨闭路大循环新工艺进行选矿试验,在铜精矿品位不低于现场指标的前提下,回收率提高到90.00％左右。综合应用Zeta电位分析与XRD测试手段,对中矿选择性分级再磨闭路大循环新工艺的机理进行研究并分析。试验结果表明,中矿选择性分级再磨闭路浮选工艺可以不断循序渐进地对有用矿物进行磨矿、分级、浮选,形成磨浮大循环,同时在闭路循环过程中改变原矿的表面性质,增大有用矿物的可浮性。     

提高铜及伴生金回收率选矿实践

在含金硫化铜矿石的选矿过程中采用两段磨矿,一段磨矿至≦0.074 mm≥65%进行铜硫混选作业,铜硫混合浮选产出的混合精矿分级再磨至≦0.045 mm≥85%进行铜硫分离作业.一段磨矿通过调整磨机补加钢球的球径配比,二段磨矿采用立磨机代替传统球磨机,提高磨矿效率,优化磨矿产品粒级分布,在选别过程中采用MA-1和MOS联合捕收剂代替黄药,铜硫分离作业降低石灰用量,使用选择性较好的Z200做为捕收剂,结合浮选柱液位调整精矿品位,有效提高铜及伴生金的回收率,充分利用资源,提高企业经济效益.     

浮选中矿选择性分级再磨工艺机理研究

为了提高有色金属的回收率,中矿再磨是行之有效的方法之一。在某铜矿铜精矿品位不低于现场指标的前提下,综合应用Zeta电位、红外光谱等手段对中矿选择性分级再磨工艺机理进行研究,选择性分级再磨工艺可以不断循序渐进的对有用矿物进行磨矿、分级、浮选,形成磨浮大循环、大闭路磨矿,同时在闭路循环过程中改变原矿的表面性质,增大有用矿物的可浮性,使选矿回收率从86.12%提高至89.48%。     

某斑岩型金铜矿选矿试验研究

介绍了某斑岩金铜矿的矿石性质,针对有用矿物的分布特征制定了金铜混浮选流程,并进行了一段磨矿、粗精再磨、中矿再磨对比试验,粗精再磨闭路流程指标最优,混合精矿产率2.35%、含金40.41g/t、含铜24.08%、金回收率84.40%、铜回收率89.51%。并提出了多收粗粒金的工艺方案。     

某斑岩型金铜矿选矿试验研究

介绍了某斑岩金铜矿的矿石性质,针对有用矿物的分布特征制定了金铜混浮选流程,并进行了一段磨矿、粗精再磨、中矿再磨对比试验,粗精再磨闭路流程指标最优,混合精矿产率2.35%、含金40.41g/t、含铜24.08%、金回收率84.40%、铜回收率89.51%。并提出了多收粗粒金的工艺方案。     

某铜硫矿选矿工艺流程考查

为了查明选矿厂生产指标不稳定、铜回收率偏低的问题,以铜在流程中的走向为主线,对选矿生产工艺流程进行了较详细的考查与分析。对考查中暴露出的问题相应给出了处理意见:1建议加强半自磨机和球磨机的磨矿平衡,优化半自磨机、一段球磨机、再磨球磨机的钢球级配和充填率,以解决一段球磨机及再磨球磨机磨矿生产率严重偏低的问题。2建议通过适当降低旋流器的给矿浓度以提高150 mm旋流器的分级效率。3对铜矿物主要以连生体和细粒流失的问题,建议通过调整浮选药剂等途径加强对铜矿物连生体的捕收;建议通过适当降低半自磨和一段球磨的磨矿细度,减少铜矿物的过磨,同时快速、优先浮选出已解离的铜矿物,对尚未单体解离的铜矿物再进行再磨再选。     

某晶质石墨矿回收石墨和硫铁矿试验研究

某晶质石墨矿固定碳质量分数4.82%、硫质量分数2.67%,含硫矿物主要为黄铁矿;脉石矿物主要为石英和高岭石;石墨和脉石矿物嵌布关系密切,增加了浮选分离难度。以回收有用矿物和保护石墨鳞片为原则,进行浮选条件试验,确定采用优先浮选石墨、浮选石墨尾矿经活化后浮选硫铁矿的工艺路程。结果表明,矿石在磨矿细度-0.15 mm占35.48%,以氧化钙为硫铁矿抑制剂、煤油为石墨捕收剂的条件下,采用"一段粗磨粗选、二段扫选、五段再磨九段精选、三段预选分级"的闭路流程,获得固定碳质量分数为91.68%,回收率为93.47%的石墨精矿,其中+0.15 mm粒级产品产率为66.09%;浮选石墨尾矿在磨矿细度-0.075 mm占73.26%、硫酸铵为硫铁矿活化剂和丁黄药为硫铁矿捕收剂的条件下,经"一粗一扫二精"流程,获得硫质量分数为41.48%,回收率为75.43%的硫铁矿精矿,实现了矿石中有价元素的综合回收。     

内蒙古某低品位斑岩型铜钼矿石浮选试验

内蒙古某低品位斑岩型铜钼矿石矿物成分复杂,目的矿物相互嵌生,且粒度粗细不均。为开发利用该资源,采用阶段磨矿、阶段混合浮选原则流程进行了选矿试验。结果表明,采用一段磨矿-1粗3扫混合浮选-混合粗精矿再磨-1粗3精3扫流程处理该矿石,最终获得了铜、钼、金品位分别为2020%、0797%、2030 g/t,铜、钼、金回收率分别为为8842%、8039%、7475%的铜钼混合精矿。     

某铁矿及伴生铜锌矿物的回收试验研究

某铁矿含铁25.78%、含铜0.24%、含锌0.33%,铁矿物品位低、嵌布粒度细,采用一次性磨矿-磁选的选矿工艺,难以获得品位大于60%的铁精矿,伴生的低品位铜、锌矿物也一直未能有效回收。本文采用再磨-弱磁选-浮选的选矿工艺,对该矿石进行了铁、铜、锌的综合回收试验研究。结果表明:采用磨矿细度-0.074mm含量75.25%、再磨细度-0.043mm含量95.30%的铁粗精矿再磨-磁选工艺回收铁矿物;石灰、水玻璃、硫化钠为调整剂,DY1和乙黄药为组合捕收剂浮选回收铜矿物;硫酸铜为活化剂、丁黄药和2~#油为组合捕收剂浮选回收锌矿物,获得了铁精矿品位66.02%、回收率80.22%,铜精矿品位19.03%、回收率55.60%,锌精矿品位48.20%、回收率65.88%的试验指标,使该矿石中的铁矿物、伴生铜矿物和锌矿物均得到了有效的回收,为提高难选低品位铁资源综合利用率的研究提供了技术借鉴。     

基于MLA分析的某铜矿石选矿工艺初步研究

采用自动矿物参数分析系统(MLA)分析了某矽卡岩型铜矿矿物组成、嵌布关系,测定了不同磨矿细度下原矿及混合精矿产品的粒度分布特征及解离度特征,并根据该结果对该矿石进行了选矿工艺初步研究,确定选矿流程为：磨矿、铜硫混合浮选、粗精矿再磨、铜硫分离浮选。结果表明,在磨矿细度-74μm粒级占70%、再磨细度-20μm粒级占75%条件下,可以得到铜品位20.88%、铜回收率70.42%、银品位183.9 g/t、银回收率76.78%的铜精矿和硫品位32.65%、硫回收率91.47%的硫精矿。     

从炼铜厂炉渣中回收铜铁的研究

针对铜转炉渣中铜铁硅矿物紧密共生、呈细粒不均匀嵌布及渣硬度高、难磨的特点,进行了多种磨矿与选别流程组合的对比试验,最后选用磨矿(-0.043 mm 79.6%)-浮选-磁选-浮选中矿与磁性矿合并再磨(-0.040 mm 99.32%)-再浮-再磁的阶段磨矿阶段选别的流程,其中第一段磁选精矿再磨是铁硅单体分离获得合格铁精矿的关键.在转炉渣含铜1.58%(硫化铜和金属铜占78.68%)、含铁53.54%(磁性氧化铁占28.53%)的情况下,获得铜精矿品位19.82%,回收率85.48%的选铜指标,同时综合回收了渣中磁性氧化铁,得到铁品位62.525%、回收率35.02%、含SiO2 9.94%的合格铁精矿.     

半优先浮选与中矿再磨工艺提高硫化铜矿石的选铜回收率

随着矿产资源的不断开采,入选矿石品位下降,为了提高矿物的回收率,中矿再磨是行之有效的方法。在对某硫化铜矿石浮选工艺流程考察的基础上,提出半优先浮选与中矿再磨新工艺,在铜精矿品位不低于原工艺的前提下,探索了磨矿细度、石灰用量、捕收剂用量的影响。对新工艺铜精矿物相分析表明,独立精选段优先浮出了大量易浮铜,体现了"早收快收"的原则,中矿再磨能有效地降低粗粒级的产率,解离出中矿粗颗粒中的有用矿物,使中矿不断地选择性磨矿、浮选,有利于提高铜矿物的回收率。闭路试验结果表明,铜精矿回收率从87.22%提高至92.15%。新工艺具有选矿效率高,操作稳定等特点,为类似硫化铜矿选矿厂工艺改进提供了借鉴。     

红透山选矿工艺的进展

用阶段磨矿部分混合浮选处理铜锌硫多金属硫化矿石，铜锌分离效果差，锌回收率低。两段磨矿，铜锌硫顺序优先浮选，辅以铜中矿再磨，锌精尾脱硫，锌尾浓缩选硫等技术措施，实现了无抑制剂铜锌分离，使锌回收率大幅度提高。如果进一步加强细磨，混合应用捕收剂，技术经济指标还会有新的突破。     

澳大利亚某低品位镍矿选矿工艺研究

针对澳大利亚某低品位镍矿进行了选矿工艺研究。在研究原矿物质组成及有用矿物的结构构造、粒度嵌布关系的基础上,对磨矿段数、磨矿细度、有用矿物的浮选方式、物料在不同粒度组成下的浮选工艺等进行了大量的探索研究。结果表明:采用两磨两选,镍铜混合浮选工艺流程,在原矿镍品位0.79%,铜品位0.89%,氧化镁11.12%的条件下,可获得如下指标:选别精矿镍品位为5.23%,铜品位为7.05%,氧化镁为6.87%,精矿镍回收率为68.28%,铜回收率为82.17%。