蛇纹石型硫化铜镍矿浮选理论与技术研究进展

含蛇纹石脉石的硫化铜镍矿是我国镍资源的主要来源。蛇纹石质软,易泥化,在硫化铜镍矿浮选常用的弱碱性pH区间,脉石矿物蛇纹石表面荷正电,而硫化矿物表面荷负电,二者之间存在较强的静电吸引作用,容易发生异相凝聚。异相凝聚导致蛇纹石矿泥罩盖在硫化矿物表面,抑制了硫化矿物的浮选。脱附硫化矿物表面罩盖的蛇纹石矿泥是提高该类型硫化铜镍矿回收率的关键。脱附罩盖矿泥的方法有化学脱附法和物理脱附法。化学脱附法是利用六偏磷酸钠、碳酸钠、羧甲基纤维素、水玻璃等化学药剂改变蛇纹石表面电性,使蛇纹石与硫化矿物之间的相互作用由吸引变为排斥,从而消除蛇纹石对硫化矿物的抑制作用。物理脱附法是利用流体力场和超声外场的作用脱附硫化矿物表面罩盖的蛇纹石矿泥,消除蛇纹石对硫化矿物的抑制作用。根据该类型硫化铜镍矿的矿石特点及相关理论研究开发的酸法浮选、脱泥浮选等浮选技术,取得了较好的选别效果。     

蛇纹石型硫化铜镍矿浮选研究进展

含蛇纹石脉石的硫化铜镍矿是我国镍资源的主要来源。蛇纹石质软,易泥化,在硫化铜镍矿浮选常用的弱碱性p H区间,脉石矿物蛇纹石表面荷正电,而硫化矿物表面荷负电,二者之间存在较强的静电吸引作用,容易发生异相凝聚。异相凝聚导致蛇纹石矿泥罩盖在硫化矿物表面,抑制了硫化矿物的浮选。脱附硫化矿物表面罩盖的蛇纹石矿泥是提高该类型硫化铜镍矿回收率的关键。脱附罩盖矿泥的方法有化学脱附法和物理脱附法。化学脱附法是利用六偏磷酸钠、碳酸钠、羧甲基纤维素、水玻璃等化学药剂改变蛇纹石表面电性,使蛇纹石与硫化矿物之间的相互作用由吸引变为排斥,从而消除蛇纹石对硫化矿物的抑制作用。物理脱附法是利用流体力场和超声外场的作用脱附硫化矿物表面罩盖的蛇纹石矿泥,消除蛇纹石对硫化矿物的抑制作用。根据该类型硫化铜镍矿的矿石特点及相关理论研究开发的酸法浮选、脱泥浮选等浮选技术,取得了较好的选别效果。     

石英与蛇纹石异相凝聚及其对黄铁矿浮选的影响

通过单矿物和人工混合矿的浮选试验、Zeta电位测试、吸附量测试,研究了蛇纹石和石英异相凝聚的机理,以及对黄铁矿浮选的影响,以进一步探索多种矿物的体系中,蛇纹石对硫化矿物浮选影响的主要原因。结果表明:通过添加石英,可以恢复黄铁矿对捕收剂的吸附量,减弱蛇纹石的不良影响,不同粒级的石英与蛇纹石的异相凝聚作用强弱不同,粒级越细的石英,与蛇纹石的异相凝聚作用越强。     

方解石对白铅矿硫化浮选性能影响研究

通过浮选实验、吸附量测试、Zeta电位测试等方法研究了方解石对白铅矿硫化浮选的影响。结果表明,丁基黄药作用下白铅矿的可浮性较好,而方解石基本不可浮;方解石粒度对白铅矿硫化浮选影响较大,粒度越小白铅矿硫化浮选性能越差;pH=9.5左右时,白铅矿表面荷负电,方解石表面荷正电,两种矿物由于静电吸引作用而发生异相凝聚,使微细粒方解石罩盖在白铅矿表面,从而降低硫化钠在白铅矿表面的吸附,抑制白铅矿的浮选。     

西藏某低品位含金复杂难选铜矿选矿工艺研究

西藏某低品位硫化铜矿原矿含铜0.44%,铜氧化率为8.30%,伴生金品位0.12 g/t。含铜矿物主要为黄铜矿,还有少量的辉铜矿、铜蓝及微量氧化铜矿物;脉石矿物主要为石英、绢云母、绿泥石等。硫化铜矿物嵌布粒度微细,与脉石矿物共生关系紧密,解离困难,且易泥化脉石矿物含量多,是影响铜精矿品质的主要原因。针对矿石特点,推荐采用“铜硫混浮—混合精矿再磨—铜硫分离”工艺替代原优先浮选工艺,结果表明,闭路试验可获得铜品位19.82%、回收率87.00%,含金4.46 g/t、回收率73.80%的铜精矿。与原工艺相比,铜及伴生金回收率均明显提高。     

组合捕收剂强化回收普朗含泥微细粒硫化铜矿试验及机理分析

香格里拉普朗硫化铜矿石含泥量高、铜嵌布粒度细，现场采用烃类油捕收剂MCO，铜回收效果欠佳。因此在研究矿石性质的基础上，进行了捕收剂优化研究及机理分析。研究结果表明，原矿铜品位为0.396%，主要含铜矿物为黄铜矿，嵌布粒度细；脉石矿物主要为石英、绿泥石、斜长石等，泥化程度高。通过药剂优化试验，使用MCO+CO100+250-A为组合捕收剂（用量36+4.5+2.5 g/t），浮选闭路试验最终获得的铜精矿品位为23.41%，回收率为82.15%，与现场药剂效果相比，精矿Cu品位升高了0.19百分点，回收率增加了4.36百分点。单矿物浮选试验和机理研究结果表明，MCO与组合捕收剂在黄铜矿表面的吸附方式均为化学吸附，与MCO相比，组合捕收剂能显著降低药剂与矿物表面的静电斥力，显著提高药剂在黄铜矿表面的吸附强度。该组合捕收剂选择性高、捕收能力强，对含泥微细粒硫化铜矿具有较好的浮选效果。     

蛇纹石与黄铁矿间的异相凝聚/分散及其对浮选的影响

通过浮选试验、浊度测定、ζ电位测定和吸附量测定, 研究了蛇纹石与黄铁矿间的异相凝聚/分散及其对浮选的影响。结果表明, 在pH=7～10.2, 蛇纹石与黄铁矿表面间静电力表现为引力, 颗粒间的异相凝聚严重, 且当蛇纹石量占黄铁矿量5%时, 就会显著降低黄铁矿回收率。原因是蛇纹石异相凝聚于黄铁矿表面, 不仅自身的可浮性差, 还会降低戊基黄药在黄铁矿表面的吸附量。增加捕收剂用量或添加六偏磷酸钠均能有效改善黄铁矿的浮选。六偏磷酸钠可以使蛇纹石表面ζ电位由正转负, 有效减弱异相凝聚。     

方解石与共伴生矿物浮选交互影响研究进展北大核心

方解石与共伴生矿物常通过浮选方法分离,其分选效果取决于浮选药剂性能和矿物表面性质差异。然而,混合矿体系中矿物颗粒间存在交互作用,如异相凝聚或溶解组分吸附、迁移、反应等,影响高效浮选药剂选择性吸附和矿物间表面性质差异,是高效浮选药剂在实际矿石分选体系中失去选择性的一个重要原因,也是复杂矿石难以分选的一个重要因素。归纳综述了氧化物矿物、碳酸盐矿物和含钙盐类矿物与方解石浮选分离过程中的交互影响机制及调控方法,分析了含有方解石体系的矿物交互影响研究现状与发展趋势,为方解石与共伴生矿物高效浮选分离研究提供借鉴。     

非硫化铜矿石的乳浊液浮选

有关水胆矾、孔雀石及相应脉石矿物的表面化学研究成果,已用于制订一种成功地浮选各种非硫化铜矿和硫化-氧化混合铜矿的药剂方案。对方解石和硅质脉石的分散剂和抑制剂作了评价。丙烯酸聚合物和硅酸盐在所试验的条件下是有效的。一般需要硫化来稳定非硫化铜矿物的表面。业已证明二苯胍,是能同时将硫化和被硫化的铜矿物转化成亲油状态的一种选择性高、作用快的捕收剂。添加少量(100-400克/吨)乳化的非极性油可促进铜矿物选择地转化成强疏水性和可浮状态。叙述了药剂相互作用的表面化学研究结果以及对合成矿石如天然矿石两者的试验室浮选试验结果。对一系列矿石,从低品位孔雀石-黄铜矿矿石到高品位辉铜矿-孔雀石-赤铜矿和水胆矾矿石,都取得了十分好的结果。     

金川三矿区低品位铜镍矿石工艺矿物学研究

通过工艺矿物学研究,查明了金川三矿区低品位铜镍矿石的矿物组成、铜镍的赋存形式及主要有用矿物的嵌布特性。研究结果表明：矿石中的铜、镍主要以镍黄铁矿、紫硫镍铁矿、黄铜矿、墨铜矿形式存在,但其他硫化矿物及脉石矿物与它们嵌布关系密切而复杂;矿石蛇纹石蚀变严重,易于泥化。这些将给铜、镍的分选带来不利影响。     

新疆某难选硫化铜镍矿选矿试验研究

根据新疆某硫化铜镍矿矿石的工艺矿物学特性,进行了详细的选矿试验研究,采用一粗一精两扫、中矿顺序返回的铜镍混合浮选流程,使用碳酸钠做pH调整剂,六偏磷酸钠做分散剂,羧甲基纤维素做抑制剂,混合黄药做捕收剂,处理该矿石,得到了混合精矿含镍10.89%、含铜4.27%,镍回收率81.61%、铜回收率85.03%的指标,氧化镁含量低于6.8%,产品质量符合冶炼要求。对六偏磷酸钠和羧甲基纤维素在硫化铜镍矿浮选中的作用机理进行了分析,结果表明六偏磷酸钠能分散蛇纹石与硫化矿物,降低蛇纹石对硫化矿物浮选的影响,而羧甲基纤维素能抑制含镁硅酸盐矿物的上浮,实现硫化矿物与含镁硅酸盐脉石的浮选分离。因此,在含有多种镁硅酸盐脉石矿物的硫化铜镍矿中同时使用六偏磷酸钠和羧甲基纤维素是该类矿石高效利用的关键。     

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%。     

某共生镜铁矿的反浮选试验研究

赤铁矿反浮选工艺在工业生产实践中获得了广泛的应用。在目前所有的生产实践和研究工作当中，石英是赤铁矿矿石中主要的脉石矿物和浮选对象。本试验针对某含有13％方解石、10％石英和8％绿泥石的铜矿共生镜铁矿，研究了采用反浮选工艺对脉石矿物和镜铁矿进行浮选分离的可能性，获得了比较满意的选矿指标，精矿品位和回收率分别为65．28％和79．05％。采用阴离子捕收剂油酸钠将矿石中的石英和方解石浮选分离以后，采用阳离子捕收剂醚胺浮选绿泥石时呈现出良好的选择性。     

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。     

四川某氟碳铈矿石选矿试验研究

四川某氟碳铈稀土矿石主要有用矿物为氟碳铈矿,有用矿物与脉石矿物嵌布关系复杂,且含泥量大。为开发利用该矿石,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85%条件下,以水玻璃为调整剂、改性羟肟酸为捕收剂,经2粗2精1扫闭路浮选,可获得REO品位为42.30%、回收率为72.59%的浮选精矿,浮选精矿在背景磁感应强度为1.0 T条件下经1次脉动高梯度强磁选,可获得REO品位为60.20%、作业回收率为93.00%、对原矿回收率为67.10%的最终稀土精矿,从而实现该氟碳铈稀土矿石的有效分选。     

重庆某萤石-重晶石矿浮选试验

重庆某萤石-重晶石矿BaSO₄和CaF2品位分别为52.57%、32.77%,主要目的矿物为重晶石、萤石,脉石矿物是方解石、石英和其他少量杂质,较为复杂难选。为回收利用矿石中的重晶石和萤石,进行了选矿试验。结果表明,相比重晶石优先浮选再浮选萤石流程,重晶石、萤石混合浮选-分离浮选原则流程指标更好。在磨矿细度-0.074 mm占75%、混合浮选以十二烷基硫酸钠为捕收剂,酸性水玻璃、栲胶和硫酸铝组合抑制剂,重晶石浮选以碳酸钠为调整剂、酸性水玻璃为抑制剂,萤石浮选以栲胶、硫酸铝、木质素磺酸钠和NaF为组合抑制剂、油酸为捕收剂,原矿经1粗1扫混合浮选-混合精矿1粗2精1扫重晶石优先浮选-重晶石浮选尾矿1粗4精1扫萤石浮选闭路流程选别,可获得产率52.44%、BaSO₄品位94.83%、回收率97.00%的重晶石精矿和产率30.33%、CaF₂品位90.06%、回收率82.86%萤石精矿,实现了可浮性相近的萤石、重晶石的有效分离,对类似矿石的开发利用具有一定的参考价值和指导意义。     

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。     

青海某矽卡岩型铁多金属矿选矿试验研究

青海某矽卡岩型铁多金属矿含Cu 0.42%、S 5.30%、TFe 35.86%,是以蛇纹石、透辉石、绿泥石为主要脉石矿物的复杂难选铁多金属矿。主要矿石矿物磁铁矿、黄铜矿、黄铁矿、磁黄铁矿间嵌布关系密切,多呈港湾状分布并与脉石矿物包裹、接触,粒度粗细不均,20μm以下含量高,单体解离困难,较难得到合格的精矿产品。根据矿石性质,进行了多种流程试验,最终采用铜硫依次浮选-尾矿选铁流程进行选别,获得了铜精矿品位为16.51%,铜回收率为71.37%;硫精矿品位为29.03%,硫回收率为76.48%;铁精矿品位为63.19%,全铁回收率71.79%,铁精矿含硫0.73%的选矿指标。     

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。     

某含萤石铍矿综合回收铍和萤石的试验研究

某含萤石铍矿中含BeO 0.33%、CaF₂ 36.53%,含铍矿物为金绿宝石,其他有用矿物为萤石,主要脉石矿物为方解石、白云石、绿泥石等,碳酸盐含量高达44.80%,选别难度极大。基于金绿宝石与碳酸盐矿物的密度差异,以及与主要矿物的可浮性差异,试验采用重液分选—优先浮选萤石—反浮选脉石的工艺流程处理该矿。针对-15 mm的原矿,首先对-15+0.5 mm粒级产品采用重液分选脱除了35.47%的脉石矿物,其中70%以上为碳酸盐矿物;再合并重液分选精矿与-0.5 mm粒级产品在磨矿细度为-0.074 mm占80%的条件下,采用组合捕收剂丁基黄药+丁铵黑药+乙硫氮浮选脱除方铅矿等硫化矿,然后利用组合捕收剂氧化石蜡皂+油酸钠浮选萤石得到含CaF₂ 95.02%、回收率为65.96%的萤石精矿,浮选尾矿脱泥后反浮选脉石矿物,可获得含BeO 1.32%、回收率为70.92%的铍精矿。铍精矿后续可采用冶金方法提取获得氧化铍产品。