硫化铜镍矿选矿过程产物工艺矿物学分析

在采用光学显微镜大量观察分析的基础上,结合运用扫描电镜、X射线能谱分析、X射线衍射、ICP和化学物相分析等测试分析仪器,较系统的分析了某硫化铜镍矿选别过程产品,包括一、二段原矿、一、二段精矿和尾矿中的矿物组成及其主要矿物的单体解离等。结果表明,该矿石中约10%和5%的镍、铜元素是以氧化态存在的;两段磨矿产品中主要的镍铜矿物的单体解离度不高;相对较粗颗粒与硫化物不能有效解离,微细粒脉石夹杂是精矿中上浮。建议改进优化磨矿粒度组成,提高相对较粗粒级中硫化物的单体解离,降低微细粒硫化物的含量;强化粗粒和微细粒硫化物的捕收,控制粗粒单体氧化镁矿物的上浮,及微细粒氧化镁矿物的夹杂捕收,可有效提高回收率、降低精矿氧化镁含量。     

生产超级铁精矿的浮选方法特点

从粗粒结晶结构、颗粒具自由界面、含杂质甚少的磁铁矿或赤铁矿中,生产含硅量低的超级精矿时,有时只要采用多段磁选和分级流程就足够了。磁铁石英岩和磁铁矿铁燧岩矿石的特点是矿石和岩石嵌布粒度极细,因此欲使它们解离,须磨至—44μm;在某些情况下,须磨至—28μm。在美国和加拿大的大多数选矿厂,处理这些矿石时,采用具有虹吸管排矿方式的水力分级机和水力分选机以排除细粒岩泥,而用细筛脱除粗粒脉石矿物。但精选细磨精矿较有效的方法是阳离子反浮选,     

影响镍-铜硫化矿石分选的因素

镍-铜硫化矿床一般产在铁质镁和超铁镁质火成岩和侵入岩中.矿物的赋存状态影响硫化矿物的分选效率.粗粒矿石通常比较容易处理,但有些矿石在变质作用中已经发生蚀变.浸染状次生矿物常常需要细磨才能使矿物单体解离.然而,细粒蛇纹岩会在浮选工艺中引起麻烦,例如,会增加矿浆黏度.矿物的可浮性还取决于工艺参数.工艺铁常常与矿粒微电池接触,影响硫化矿物的表面反应.工艺水中的氧化作用和溶解离子也是影响浮选工艺的主要因素.     

某细—微细粒嵌布的硫化铜矿石浮选试验

某硫化铜矿石中的金属矿物主要为斑铜矿、黄铜矿及辉铜矿,黄铁矿和硫铜钴矿微量,脉石矿物主要为石英。矿石中铜矿物嵌布粒度极不均匀,少部分铜矿物嵌布粒度较粗,主要为细—微细粒嵌布的铜矿物,细者甚至小于10μm。为确定该矿石的高效选矿工艺进行了选矿试验。结果表明:铜品位为3.85%的矿石在磨矿细度为-53μm占80%的情况下,采用2粗2精3扫流程进行粗粒开路浮选,粗粒浮选中矿集中再磨至-10μm占80%的情况下,采用1粗1精流程进行细粒开路浮选,可获得铜品位为41.86%、回收率为59.01%的粗粒精矿,铜品位为33.27%、回收率为26.43%的细粒精矿,总精矿品位为38.76%、回收率为85.45%。采用粗细分级分选开路浮选流程回收矿石中的硫化铜,既解决了含铜粗粒连生体在流程中的循环,又发挥了粗细分选优势,还避免了微细粒中矿返回对流程的影响,是粒度极不均匀嵌布的硫化铜矿物的高效回收工艺。高品位微细粒中矿中的铜将采用生物氧化浸出工艺回收有利于提高总铜回收率。     

贵州某铝硫共生矿石的定名与黄铁矿的单体解离度

为了充分认识并利用贵州某铝硫共生矿石,采用Leica-DM2700P型偏光显微镜对矿石进行了岩矿鉴定。结果表明:11#样品为泥—微晶结构、块状构造的硬水铝石质硫化铁质岩;2#样品为泥—微晶结构、块状构造的硫化铁质硬水铝石质铝质岩;2矿石中有用矿物为黄铁矿、硬水铝石;3矿石破碎粒度越细,黄铁矿的单体解离度越高,6~2 mm、2~0.6 mm粒级几乎不可见解离的黄铁矿单体,0.6~0.2 mm、0.2~0.075 mm粒级黄铁矿的单体解离度分别为24.41%、30.54%;4矿石中较细粒的黄铁矿的存在对黄铁矿的解离度影响较大,可以通过将矿石破碎到0.075 mm以下来提高黄铁矿的解离度。     

某复杂低品位铜锌硫化矿工艺矿物学研究

针对某复杂低品位铜锌硫化矿,为降低选矿成本及为生产提供指导依据,进行了工艺矿物学研究。采用化学多元素分析、矿物自动分析仪(MLA)、光学显微镜等分析手段,查明了矿石的元素组成及矿物组成、主要矿物的嵌布特征、共生关系、粒度分布及解离度特征。结果表明,矿石中Cu品位为0.60%,锌品位为0.25%;含铜矿物主要为黄铜矿,含锌矿物主要为闪锌矿;铜锌硫矿物嵌布关系复杂,嵌布粒径大小悬殊,主要矿物单体含量低,黄铜矿及闪锌矿的单体解离度分别为37.92%、32.43%、单体解离度不高;矿石中存在极细粒黄铜矿且细粒级黄铜矿包裹于黄铁矿、磁铁矿、闪锌矿、脉石中导致铜回收困难,部分闪锌矿粒度极细且铜锌硫矿物共生关系紧密,相互包裹,共同赋存于脉石中导致铜锌分离困难。     

某斑岩型含金铜矿石的工艺矿物学研究

为给某斑岩型低品位含金铜矿石的开发利用工艺研究提供指导,对该矿石进行了详细的工艺矿物学研究。结果表明,矿石含铜0.44%、含金0.092 g/t;矿石中的目的矿物主要为黄铜矿,其次为铜蓝和斑铜矿,嵌布特征较简单,易于单体解离;其中的可见金占比较大,硫化矿中不可见金占比较少,还有部分非硫化物不可见金。矿石中黄铁矿和脉石含量较高,且成分复杂,是影响有用矿物分选的主要因素。研究表明,该矿石适合采用粗粒抛尾、细粒级分选的选别工艺,预测铜精矿中铜的理论回收率为82.98%～89.59%,金的理论回收率为78%～84%。     

矿石的高压电脉冲预处理技术研究进展

介绍了澳大利亚昆士兰大学JK矿物研究中心10 余年来在高压电脉冲技术预处理矿石方面的研究进展。该团队没有采用传统的研究思路，将高压电脉冲作为碎磨矿石的工具，耗费大量电能将矿石破碎到微米级的粒度，而是用较小的高压电脉冲能耗来预处理矿石，改变矿石的可选性，以此提高整个选矿处理流程的生产效率和经济效益。目前研发出了3项高压电脉冲在选矿应用的新技术：高压电脉冲用于矿石的预富集，高压电脉冲用于降低矿石硬度、节省碎磨能耗和高压电脉冲用于改善矿物的单体解离。其中，高压电脉冲技术在含金含铜矿石的预富集中的应用属世界上首次发现，介绍此成果的论文获得了有国际影响力的2017年度CEEC科研奖章。     

矿石的高压电脉冲预处理技术研究进展

介绍了澳大利亚昆士兰大学JK矿物研究中心10 余年来在高压电脉冲技术预处理矿石方面的研究进展。该团队没有采用传统的研究思路，将高压电脉冲作为碎磨矿石的工具，耗费大量电能将矿石破碎到微米级的粒度，而是用较小的高压电脉冲能耗来预处理矿石，改变矿石的可选性，以此提高整个选矿处理流程的生产效率和经济效益。目前研发出了3项高压电脉冲在选矿应用的新技术：高压电脉冲用于矿石的预富集，高压电脉冲用于降低矿石硬度、节省碎磨能耗和高压电脉冲用于改善矿物的单体解离。其中，高压电脉冲技术在含金含铜矿石的预富集中的应用属世界上首次发现，介绍此成果的论文获得了有国际影响力的2017年度CEEC科研奖章。     

矿石的高压电脉冲预处理技术研究进展——昆士兰大学JK矿物中心10余年成果回顾

介绍了澳大利亚昆士兰大学JK矿物研究中心10余年来在高压电脉冲技术预处理矿石方面的研究进展。该团队没有采用传统的研究思路,将高压电脉冲作为碎磨矿石的工具,耗费大量电能将矿石破碎到微米级的粒度,而是用较小的高压电脉冲能耗来预处理矿石,改变矿石的可选性,以此提高整个选矿处理流程的生产效率和经济效益。目前研发出了3项高压电脉冲在选矿应用的新技术:高压电脉冲用于矿石的预富集,高压电脉冲用于降低矿石硬度、节省碎磨能耗和高压电脉冲用于改善矿物的单体解离。其中,高压电脉冲技术在含金含铜矿石的预富集中的应用属世界上首次发现,介绍此成果的论文获得了有国际影响力的2017年度CEEC科研奖章。     

国外某多金属硫化矿工艺矿物学研究

对国外某多金属硫化矿进行了矿石成分、主要矿物结构构造及嵌布特征、单体解离度分析。结果表明：该矿物为复杂难选多金属硫化矿,有用矿物主要有闪锌矿、黄铜矿和黄铁矿,脉石矿物主要有石英等,有用矿物含量高、嵌布粒度细、相互包裹,分离难度大,适宜的细磨程度需通过选矿试验确定。     

某硫化铜镍矿选矿过程产品工艺矿物学研究

在采用光学显微镜分析的基础上,结合运用扫描电镜、X射线能谱、X射线衍射、ICP和化学物相分析等较系统地分析了某硫化铜镍矿选别过程产品,包括一、二段原矿,一、二段精矿和尾矿中产品矿物组成及其主要矿物的单体解离等。结果表明,铜镍矿原矿中约10%的镍和5%的铜元素以氧化态存在,微量硫化相镍、相对较多的硫化相铜是分布于氢镁硫铁矿和墨铜矿中,难以被浮选捕收;精矿中的氧化镁主要来自蛇纹石、橄榄石、滑石、绿泥石、透闪石、透辉石,相对较粗颗粒与硫化物不能有效解离,控制相对较粗粒级中氧化镁的单体解离及单体矿物的上浮,控制微细粒氧化镁矿物的夹杂捕收,是降低精矿氧化镁的关键。     

用两段细粒反浮选法处理佛罗里达含白云石的磷酸盐砾石

应用两段细粒反浮选法处理美国佛罗里达高白云石含量的磷酸盐砾石.在本研究中,将含白云石的磷酸盐砾石样品磨至-150 μm,以使磷酸盐矿物单体解离,保证获得最高P2O5品位和回收率的磷精矿.在白云石优先浮选中,用选择性的脂肪酸作白云石的捕收剂,用H3PO4/H2SO4混合物（2：1）作为磷酸盐矿物的抑制剂和pH调整剂,浮选pH为5～5.5.对富含磷酸盐的白云石浮选槽内产品进行分级.再用脂肪胺从＋37μm粗粒级中反浮选二氧化硅,得到的泡沫产品为抛弃的硅石尾矿.胺浮选的槽内产品与白云石浮选槽内产品的-37μm细粒级合并为磷精矿.当给矿含26%P2O5和2.2%MgO时,获得的最终磷精矿含31.6%P2O5和0.8%MgO,P2O5总回收率为92%.研究了pH和捕收剂用量对白云石浮选效率的影响.用浮选速率模型评价了两种脂肪酸捕收剂的效果.这个两段细粒反浮选法也可有效地用于加工来自美国中佛罗里达不同产地的高含量白云石的磷酸盐砾石.     

复合锡矿选矿厂流程的研究

前言伦尼桑矿石大约含1.5％呈锡石的锡,锡石与硫化矿(大部分为磁黄铁矿)紧密共生,后者占矿石的50％,矿物特征表明,锡基本上存在于-150微米的颗粒中,非硫化矿的脉石含约15％中等比重的矿物,主要是菱铁矿。高比重硫化矿物在用摇床、带式溜槽和浮选选锡之前,用浮选方法除去。粗磨至-300微米(通常的硫化物浮选最粗粒度),与筛子成闭路,以尽量减少锡的过粉碎。最终尾矿包括硫化物精矿、锡石浮选尾矿和超细粒的泥质尾矿。细磨是在三台磨矿机中进行(表1),最大     

钙镁质磷矿石粒级解离特性对其浮选行为的影响研究

以中低品位钙镁质磷矿石为原料,研究了磨矿细度-0.075 mm粒级占56.74%磨矿产品中的粗粒级(+0.15 mm、-0.15+0.106 mm和-0.106+0.075 mm)和细粒级(-0.075+0.038 mm和-0.038 mm)颗粒解离特性对浮选行为的影响。使用X射线荧光光谱分析和X射线粉末衍射分析各粒级不同矿物组分含量,结合扫描电镜背散射扫描分析各粒级连生体及单体解离情况,发现单体矿物含量随粒径减小而增多,氟磷灰石主要富集在+0.075 mm粗粒级中,白云石主要集中在-0.075 mm细粒级中。增强-0.038 mm粒级中有用矿物和脉石矿物选择性聚集,可减少P₂O₅损失;减少+0.075 mm粗粒级含量、同时增加-0.075+0.038 mm粒级含量,可以有效提高精矿中P₂O₅品位和回收率。     

蚀变岩型低品位金矿中金的赋存状态量化研究

蚀变岩型金矿是一种重要的金矿石类型。采用化学分析、X射线衍射（XRD）、工艺矿物学参数自动分析系统（BPMA）、扫描电子显微镜（SEM）、X射线能谱（EDS）等技术,对胶东地区新立蚀变岩型金矿石中金的赋存状态进行量化研究。结果表明：矿石金品位为2.2g/t,金属硫化物主要为黄铁矿,含少量方铅矿和微量黄铜矿;脉石矿物主要为石英和绢云母,含少量钾长石等。金矿物为金-银互化物,其中银金矿占85.33%,金银矿占13.84%,自然金占0.83%;金矿物平均成色为620.8 ‰;载金矿物以黄铁矿为主,与黄铁矿存在镶嵌关系的金矿物占有率高达96.42%;金矿物在0～2mm矿石综合样中以包裹金、粒间金为主,含少量裂隙金,其占有率分别为34.81%、34.73%和11.01%,并可见裸露连生金（19.39%）和微量单体金（0.06%）;金矿物粒度分布不均匀,粗粒金（＞74μm）、中粒金（74μm～37μm）、细粒金（37μm～10μm）、微粒金（＜10μm）的占有率分别为30.56%,12.96%,46.84%和9.64%;黄铁矿的嵌布粒度较粗,主要呈中粒—粗粒嵌布,易于解离,有利于浮选。研究结果表明,浮选富集黄铁矿等硫化物可以有效富集金矿物,对精矿再磨,有利于金的回收;同时应注意对粗粒金的回收。     

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。     

三产品旋流器分级对UG2矿石中的铂族金属矿物解离和回收影响的量化研究

为了富集铂族金属矿物南非开发了UG2矿.众所周知,其中的铂族金属矿物是典型的非常细粒嵌希的矿物,它们不易获得良好的单体解离,特别是使用常规旋流器时,粗粒硅酸盐矿物进入溢流中.而细粒铬铁矿进入沉砂中,造成分离效果不好.三产品旋流器可以通过降低铬铁矿的循环负荷和为浮选提供解离度更好的给矿来解决这些问题.用自动矿物学分析法对比常规旋流器回路和三产品旋流器回路的样品之间的差别.对比结果表明,三产品旋流器的应用,为浮选提供了一种更高质量的给矿,其中粗粒硅酸盐矿物含量少,而硅酸盐包裹的铂族金属矿物量少,单体解离的铂族金属矿物量多.这表明,改进的分级回路提供了另外一种更好的有用矿物的理论晶位与回收率关系曲线的途径.     

谦比希铜矿中铜矿物的解离特性及其可浮性研究

矿物的单体解离是浮选分离的前提，查明矿石细度、目的矿物单体解离度和矿石可浮性三者之间的内在联系，可为浮选前物料的准备提供指导。为此，以赞比亚谦比希西矿体矿石为例，借助矿物解离分析系统（MLA），初步探讨了不同细度下有用矿物的解离特性与可浮性的关系。研究结果表明：谦比希铜矿中的主要铜矿物为黄铜矿，含量为5.32%，脉石矿物主要有正长石、石英和云母；原矿中黄铜矿属于以微细粒为主的不等粒嵌布，黄铜矿颗粒介于10~500 μm，且多数与长石和石英毗邻，部分细颗粒被包裹在粗颗粒的长石和云母中，仅有少量单体解离颗粒存在；将原矿磨至-74 μm占70%，黄铜矿的自由表面由60.88%升高至78.14%，单体解离颗粒含量由28.90%增加至54.24%，但连生体中铜矿物的分布规律没有改变；试验矿石浮选过程最有效的选别粒度为18~100 μm，粗颗粒中铜的损失是由于铜矿物单体解离度低，过细物料的损失则是因为物料可选性差。     

某高砷锡石硫化铜矿粗粒浮选工艺研究

试验用矿石为铜锡共生多金属硫化矿,矿石中的铜以细粒嵌布为主,且与黄铁矿、毒砂等致密共生。经过粗粒浮选工艺小型试验研究,采用粗磨-混合浮选-粗精矿再磨-铜砷(硫)分离的原则流程,能获得较好的技术指标。该工艺是在一段粗磨(-74μm占40%-45%)的条件下先富集单体及连生体硫化矿物,尾矿再进行选锡作业,这样有效地保护了锡石,减轻了锡石的过粉碎,为重选提供了好的给矿条件。铜粗精矿再磨再选,尾矿进入重选选锡,减少了锡石在硫化矿中的损失,提高了精矿铜品位和回收率,降低了精矿含砷量。该新工艺最终获得产率9.38%、品位23.58%、回收率91.17%的铜精矿,其中含砷仅为0.19%。同时锡在铜精矿中的损失也不到4%。