某低品位金铜矿石浮选柱应用试验研究

某低品位金铜矿石含铜0.46%、金0.18 g/t,矿石中铜矿物主要以蓝辉铜矿、辉铜矿、铜蓝、硫砷铜矿等次生铜矿物存在,其可浮性好但容易过磨,造成浮选时细粒级损失较高,试验采用浮选柱+浮选机联合选别与单独采用浮选机相比,其它指标相当的情况下,铜精矿品位提高9.6%,硫精矿回收率提高9.23%,试验表明浮选柱对提高精矿品质、简化流程和强化细粒级回收方面具有较为明显地优势。     

浮选柱代替浮选机精选在大红山铜矿的试验研究

针对浮选柱结构简单、投资省、能耗低、浮选精矿富集比高的特性,大红山铜矿开展CPT浮选柱代替三次浮选机精选作业的生产工业试验研究,探索浮选柱替代三次浮选机精选后大红山铜矿的铜选矿回收率及精矿品位是否与小型分流试验一致,精矿品位及回收率均得到提高。分为两个阶段进行,分别采用浮选柱和浮选机在粗精矿再磨和不磨的两种情况下进行铜精选作业,对比分析浮选柱与浮选机的精选效果。两个阶段的工业试验结果表明铜浮选精矿品位基本一致,而CPT浮选柱精选较浮选机三次精选的回收率下降了0.79个百分点的指标。从原矿性质及铜矿物浮选条件分析得到,大红山铜矿的岩石性质主要为铜铁伴生矿体,铜矿物主要为黄铜矿,易浮选,浮选药剂简单,而浮选柱对+53μm粗粒级矿物的回收不充分,作业率较低,不适宜大红山矿石的铜精选作业。试验结果可为相同矿石性质的矿山提供参考。     

某铜矿旋流-静态微泡浮选柱试验研究

就某地微细粒含量高、易泥化的难选铜矿石,提出部分优先浮选新工艺,即原矿经破碎磨矿后采用高效、节能的微细粒分选设备旋流-静态微泡浮选柱进行分选,直接得到部分最终合格精矿,解决了该铜矿中微细粒级浮选机回收能力差造成金属流失的问题。在最优参数条件下进行了连选试验。研究结果表明,采用该工艺流程可以优先得到铜品位21.46%,回收率30.04%的铜精矿。     

提高拉拉铜矿资源综合利用率的选矿新工艺研究

拉拉铜矿是我国西南地区典型的铁铜多金属矿之一,矿石中有价金属元素种类多,包括铜、钴、钼、铁、金、银等;其中,铜矿物主要有黄铜矿、辉铜矿、蓝辉铜矿;钴元素较为分散,主要的载体矿物为黄铁矿。为进一步提高拉拉铜矿铜、钴资源的综合利用率,进行了硫化矿物全混合浮选-粗精矿再磨再选的新工艺试验研究,试验结果表明新工艺不仅能有效的解决原工艺钴回收率低的问题,而且可以改善浮选作业环境、稳定生产操作和提高回水利用率。小型闭路试验获得铜精矿铜品位和回收率分别为24.91%和93.44%,钼精矿钼品位和回收率分别为47.08%和78.56%;钴硫精矿钴品位和回收率分别为0.41%和84.03%的良好指标。     

江西某低品位次生蓝辉铜矿石选矿试验

江西某蓝辉铜矿石铜品位为0.30%,原生硫化铜仅占总铜的6.67%,次生硫化铜占总铜的80.00%,主要铜矿物蓝辉铜矿多以不规则粒状集合体形式充填在脉石或黄铁矿粒间,大部分易与黄铁矿解离,细粒蓝辉铜矿与黄铁矿不易单体解离。为高效回收该铜矿资源,进行了选矿试验研究。结果表明,矿石在磨矿细度为-200目占70%的情况下,采用1粗2精1扫铜硫混浮、混浮精矿1粗2精1扫铜硫分离、铜硫分离精选1尾矿和扫选精矿合并再磨至-325目占85%后再返回,其余中矿直接顺序返回流程处理,最终可获得铜品位为20.29%、含硫42.97%、铜回收率为71.02%的铜精矿,以及硫品位为37.42%、含铜0.28%、硫回收率为80.04%的硫精矿,较好地实现了铜和硫的回收。     

安徽某铜矿山浮选柱半工业试验

安徽某铜矿山现场采用优先浮铜-选铜尾矿磁选回收磁铁矿及磁黄铁矿-磁选尾矿浮选回收黄铁矿的工艺流程。浮选作业均采用常规浮选机,当原矿品位降低时,精矿铜品位难以达到设计指标。为提高铜精矿品位,在实验室试验的基础上,分别采用CCF型浮选柱和旋流-静态微泡浮选柱进行半工业试验。现场结果表明：采用浮选柱的精矿品位均高于同期现场精矿品位,其中CCF型浮选柱的精矿品位高达21.01%,比同期生产指标提高了2.9个百分点,旋流-静态微泡浮选柱的精矿品位为19.96%,比同期现场生产指标提高了1.05个百分点。说明CCF型浮选柱更适合于处理该矿石。     

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。     

分步优先浮选法处理低品位硫化铜矿

紫金山铜矿属大型低品位硫化铜矿,矿石中目的矿物以蓝辉铜矿、铜蓝为主,且与细粒黄铁矿紧密共生。由于原矿品位低,铜的回收率对该矿的开发利用意义重大。试验研究在详细的工艺矿物学研究和多种工艺流程对比试验基础上,采用适合矿石性质的分步优先浮选流程,解决了矿石中主要目的矿物易过粉碎,而铜硫共生密切、难以解离的问题。分步优先浮选流程获得铜回收率９５．０３％ ,已接近岩矿鉴定推算的理论回收率。     

充填式浮选机浮选效果的研究

充填式浮选机是将充填式浮选柱的波纹板移植到浮选机槽内而成的。对硫铁矿石的浮选试验证明，在同等试验条件下，充填式浮选机选别结果，其粗精矿硫的品位和回收率都比普通型浮选机选别结果高１％以上，且对细粒级矿石的选别结果明显优于普通型浮选机。     

CCF逆流接触充气式浮选柱在冬瓜山铜矿选矿中的试验研究

针对冬瓜山铜矿铜精选系统存在的原矿品位较低或矿石中蛇纹石等易浮脉石含量增多时,现有工艺难以产出合格铜精矿(品位小于20%)的问题,结合CCF浮选柱的分选原理及分选优势,进行了两个阶段的CCF浮选柱铜精选的半工业试验。半工业试验结果表明,在冬瓜山铜矿粗精矿(品位大于10%)的生产条件下,采用浮选柱一次精选即可分选出铜精矿品位大于21%的铜精矿产品,且选别指标要优于现场生产,浮选柱选别出的精矿中贵金属金和银的含量比现场铜精矿中的分别高0.5和12.7 g/t,CCF浮选柱对细粒级矿物具有很好的选别效果,适合用于冬瓜山铜矿铜精选作业,且能在提高铜精矿品位的同时实现资源的高效回收利用。     

铜陵有色某选厂硫粗精矿浮选柱半工业试验

铜陵有色某选厂硫粗精矿主要成分为黄铁矿、磁黄铁矿和部分易浮脉石矿物,采用常规浮选机分选,所得硫精矿品位较低。为了提高精矿品质,进行了3种不同流程结构的浮选柱半工业试验。结果表明,采用浮选柱既简化了流程结构又有效提高了硫精矿品位,其中半闭路流程因精矿品位达标且回收率也较高,因此更适合处理该矿石。因磁黄铁矿可浮性较差,而浮选柱浮选路径又相对较长,因此浮选柱工艺的硫回收率低于浮选机工艺。     

CPT浮选柱精选小型分流工业试验研究

针对浮选柱对微细粒矿物浮选和提高精矿品位方面的优越性,结合大红山铜矿铜浮选工艺流程简单灵活性,在大红山铜矿二选厂采用从生产流程中分流出一部份矿浆进行CPT浮选柱试验,结合精选尾矿MLA测试研究浮选粗精矿再磨和不磨两种情况下取得的技术经济指标,得到粗精矿不磨流程浮选柱与浮选机相比,精矿品位提高了1.00个百分点；作业回收率提高了0.45个百分点。粗精矿再磨流程浮选柱与浮选机相比,精矿品位提高了3.62个百分点；作业回收率提高了0.74个百分点。     

新疆某低品位钼矿石高效利用选矿试验

新疆某低品位钼矿石钼品位仅0.076%。矿石中除钼外,还伴生含量为0.033%的铜和含量为1.232%的硫。虽然钼、铜、硫主要以辉铜矿、黄铜矿、黄铁矿形式存在,但它们共生关系密切,分离困难。根据矿石性质开展综合回收钼、铜、硫的选矿试验,首先将原矿粗磨至-0.074 mm占85%后进行钼铜硫的混合浮选,然后将钼铜硫混合精矿细磨至-0.043 mm占95%后进行钼铜与硫的分离浮选,最后对钼铜混合精矿进行钼与铜的分离浮选,并在钼铜硫混合浮选过程中使用新型捕收剂GZW101和新型抑制剂GTS、在钼铜分离浮选过程中使用新型抑制剂GLN,最终获得了钼品位为47.03%、钼回收率为73.20%的钼精矿以及铜品位为14.89%、铜回收率为77.26%的铜精矿和硫品位为54.26%、硫回收率为88.94%的硫精矿,从而为该矿石的高效利用提供了依据。     

从某铁矿尾矿库中浮选回收铜硫矿物的研究

采用异步浮选工艺, 从某铁矿尾矿库中综合回收铜硫矿物。第一段粗选在自然pH条件下进行, 选出易浮的黄铜矿、辉铜矿和黄铁矿; 第二段粗选采用碱性介质, 硫化氧化严重的黄铜矿、辉铜矿以及黄铁矿, 应用诱导浮选将硫化矿物富集、回收; 以Y01-Y02-石灰组合药剂作为铜-硫分离调整剂, 最终得到铜精矿中铜品位13.38％, 硫精矿中硫品位42.55%的闭路试验指标。     

某微细嵌布铜矿的选矿试验研究

针对陕西某微细粒嵌布铜矿的矿石性质,进行了磨矿细度、捕收剂、调整剂、浮选精矿再磨等研究。结果表明:采用磨矿-优先选铜-铜粗精矿再磨-铜精选-铜扫选尾矿选硫工艺,可获得铜精矿品位Cu16.94%,铜回收率80.89%;硫精矿品位S 36.77%,硫回收率78.85%的选别指标。      

矿化砂岩型的硫化铜及复合矿石的浮选工艺的主要特点

铜矿石呈胶结状的矿物矿化,在比较细磨时,仍产生大量的连生体。为了浮选这种连生体,结合使用高级黄药和烃类油。再磨中矿的浮选借助添加矿砂产品得到了加强,后者是这种泥化矿粒的背负体。采用泥、砂和中矿一起分别浮选的发展流程和这样药剂添加制度,可以获得品位40～50％、回收率为95％的高级铜精矿。复合矿石这种矿石的特点是方铅矿和闪锌矿与斑铜矿和辉铜矿共生。本文叙述了采用以前制订的混合浮选工艺来选别这种类型的矿石;之后在使用锌氰络合物抑制斑铜矿和辉铜矿的基础上分离混合精矿。这种工艺可以通过下述方法得到改进和稳定指标: 1)采用阶段磨矿和使用棒磨机; 2)使用适于浮选粗粒矿物的浮选机(泡沫分离浮选机、振动式浮选机); 3)根据矿石的铜品位,自动添加抑制剂。已证实由于锌氰络合物与斑铜矿、辉铜矿相互作用,在矿物表面上生成了硫化锌,导致了它们被抑制。矿浆浓度和温度增高,大大加速泥化辉铜矿和锌氰络合物之间的相互作用,其结果使锌氰络合物分解并转换成不活泼的铜锌络合物,降低了分离的选择性。为了提高分离的选择性,对于辉铜矿含量高的矿石,制订了一种特殊工艺。按照这种工艺,采用亚砜盐和硫酸锌抑制锌和铅的硫化物。在混合浮选之前,分选出泥化辉铜矿。闪锌矿和铜矿物作为铅浮选的尾矿,在排除脉石之后,可从产品中浮出,而铜矿物是采用铁氰化物抑制。采用这样的工艺和药剂制度,可得回收率达75％的铅精矿和回收率为90％的铜精矿。也表明有可能得到高品位的锌精矿。     

某含钼高硫细粒嵌布矽卡岩型铜矿选矿试验研究

某含钼高硫细粒嵌布矽卡岩型铜矿含铜0.42%,含钼0.007%,含硫11.87%。铜主要赋存在黄铜矿、辉铜矿及铜蓝中,铜在次生硫化铜中的分配率占37.65%。相较黄铜矿,辉铜矿及铜蓝嵌布粒度极细,约有40%~50%次生铜矿物嵌布粒度在20μm以下,铜矿物嵌布粒度整体不均匀;采用阶段磨矿-优先浮铜钼-优浮尾矿强化细粒铜回收的原则流程,小型闭路试验可获得综合铜精矿Cu品位22.57%,Cu回收率75.28%,综合铜精矿含Mo品位0.36%,Mo回收率75.28%的选别指标;相较混合浮选流程,工艺流程更贴合铜矿物的不均匀嵌布特征,铜精矿Cu品位提高2.59个百分点,Cu回收率提高4.99个百分点,另采用选择性铜钼捕收剂KMY-2可强化钼矿物回收,铜精矿中Mo回收率提高51.79个百分点,体现了较好的选别效果。     

浮选机－浮选柱联合分选某硫铁矿尾矿试验研究

以广东云浮某硫铁矿选矿厂的浮选尾矿为样品,采用浮选机-浮选柱联合分选工艺进行分选,充分利用浮选机和浮选柱两种设备的特性,在保证粗颗粒回收的同时强化了微细颗粒的回收。对原矿样品的粒度和硫含量进行了分析,结果表明硫主要分布于+74 μm和-10 μm两个粒级中。通过浮选机两次粗选、两次扫选、粗精矿再磨后两次精选流程的闭路试验,可从含硫6.91%的浮选入料中获得品位为33.42%、回收率为63.82%的硫精矿。在相同的药剂用量下,通过浮选机-浮选柱联合分选,可获得品位为32.68%、回收率为70.84%的硫精矿。粒级回收率分析表明,与单一浮选机工艺相比,浮选机-浮选柱联合分选后,-54 μm细粒级的回收率明显提高,尤其是-20 μm粒级,回收率提高了将近10个百分点。     

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。     

某低品位细粒嵌布硫化铜矿选矿工艺研究

对某低品位铜矿石进行了选矿试验研究。针对铜矿物细粒嵌布特点,开展了细磨及细粒浮选工艺条件试验研究,采用HD-2为脉石抑制剂、KMY-2为铜捕收剂,经铜硫混浮-再磨-铜硫分离小型闭路试验,获得了铜品位23.32%、铜回收率78.45%的铜精矿。