某低品位铜铅锌多金属硫化矿选矿工艺研究

某低品位铜铅锌多金属硫化矿的原矿品位分别为Cu 0.47%、Pb 1.236%和Zn 0.891%。矿石中铜铅锌有用矿物的嵌布粒度较细且共生关系较复杂。试验着重探讨了磨矿细度、浮选捕收剂和调整剂的优化,在解决矿物有效解离的前提下,提高铜铅锌浮选分离的选择性。当原矿磨矿细度为-0.074mm占80%时,采用乙硫氮作捕收剂,石灰、硫酸锌和亚硫酸钠作调整剂,粗选获得的铜铅混合粗精矿再磨至-0.043mm占81.31%后,经两次精选获得铜铅混合精矿。铜铅混合精矿采用活性炭脱药,亚硫酸钠和CMC组合抑铅,Z200浮选铜,实现了铜铅分离。铜铅混合浮选尾矿,采用硫酸铜活化,丁基黄药作捕收剂,浮选获得锌精矿。最终浮选指标为:铜精矿的铜品位27.26%,铜回收率80.62%;铅精矿的铅品位59.35%,铅回收率85.20%;锌精矿的锌品位41.14%,锌回收率为82.74%。为该低品位铜铅锌多金属硫化矿资源的开发利用提供了可行的技术方案。     

云南迪庆铜铅锌硫化矿浮选分离研究

云南迪庆州铜铅锌硫化矿具有矿物组成复杂、嵌布粒度细且不均匀、分选难度大等特点。针对该地区铜铅锌硫化矿,其含Cu0.93%,Pb1.33%,Zn2.35%,研究分析了磨矿细度、药剂用量、脱药条件等对铜、铅、锌分离的影响。采用"铜铅混合浮选一铜铅分离一尾矿选锌"浮选闭路流程,获得了杂质互含较低且金属回收率较高的铜精矿、铅精矿和锌精矿产品,其中铜精矿Cu品位24.15%,Cu回收率80.57%,铅精矿中含Pb31.63%,Pb回收率65.35%,锌精矿Zn品位40.36%,Zn回收率83.52%。铜铅锌的浮选分离指标较好,为类似铜多金属硫化矿的选矿分离提供了一定借鉴。     

提高吉林某铜锌硫化矿选矿指标的试验研究

为提高吉林某铜锌硫化矿选矿指标, 进行了选矿试验研究。采用“铜锌优先浮选-铜粗精矿再磨-铜中矿部分集中返回”的工艺流程, 配合使用高效铜捕收剂YK-0和强力锌组合抑制剂ZnSO₄+YK-5, 获得了Cu品位28.65%、回收率93.49%的铜精矿和Zn品位48.82%、回收率84.60%的锌精矿。根据试验结果对现场流程进行改造, 与改造前相比, 铜精矿Cu品位提高6.59个百分点, 含Zn降低5.64个百分点;锌精矿Zn回收率提高15.19个百分点, 经济效益显著。     

纳米陶瓷球对铜硫矿磨矿-浮选的影响

纳米陶瓷球作为新型磨矿介质,具有比重轻、耐磨性好、矿浆无铁质污染等特点。论文针对某铜硫分级沉砂样,采用等质量纳米陶瓷球和钢球进行磨矿-浮选对比试验,测试了磨矿产品的粒度分布、磨矿能耗分布、表面形貌特征等。结果表明,当磨矿细度-0.075mm占80%时,纳米陶瓷球具有和钢球相同的磨矿性能;纳米陶瓷球的比能量为0.299kWh/t,钢球为0.757kWh/t,降幅达到60.50%;在比能量为0.299kWh/t时,纳米陶瓷球的合格粒级产率提高3.75个百分点;钢球磨矿矿物表面腐蚀严重、絮凝物较多,纳米陶瓷球磨矿矿物表面光滑、絮凝物较少;钢球磨矿闭路浮选获得含铜15.50%、回收率78.00%的铜精矿;纳米陶瓷球获得含铜为16.50%、回收率为80.88%的铜精矿,实现铜精矿品位和回收率双双提升。纳米陶瓷球是一种值得广泛推广应用的新型磨矿介质。     

磨矿介质对黄铜矿和闪锌矿矿浆化学特性及浮选分离影响研究

以黄铜矿和闪锌矿的二元混合矿为研究对象,分别考察了钢球介质磨矿和陶瓷球介质磨矿对黄铜矿和闪锌矿混合矿粒度组成、矿浆化学性质的影响规律,并探究了两种磨矿体系下黄铜矿和闪锌矿的浮选分离行为。结果表明,钢球介质磨矿和陶瓷球介质磨矿两种产品的粒度组成相似,但钢球介质磨矿产品粒度更细。在丁基黄药用量为100mg/L、硫酸锌用量为300mg/L、矿浆p H值为10的浮选条件下,陶瓷球介质磨矿体系中黄铜矿和闪锌矿的浮选回收率分别为90.12%和32.46%,钢球介质磨矿体系中黄铜矿和闪锌矿的浮选回收率分别为83.04%和28.60%,陶瓷球介质磨矿后黄铜矿和闪锌矿浮选分离行为更好。两种介质磨矿体系下的矿浆化学性质分析结果表明,相比钢球介质磨矿,陶瓷球介质磨矿体系下矿浆中Fe³⁺浓度较低,浮选药剂在矿物表面作用更强,因此,陶瓷球介质磨矿更有利于之后黄铜矿和闪锌矿的浮选分离。     

复杂锌多金属矿浮选试验研究

某锌多金属硫化矿嵌布粒度细,分离难度大。针对矿石性质,采用铜铅锌全浮选—铜铅部分混合浮选—铜铅分离—锌浮选工艺流程,在原矿磨矿细度-74μm 95%,全浮选精矿再磨细度-38μm 95%条件下,闭路试验获得铜品位18.65%、铜回收率71.26%的铜精矿,铅品位51.34%、铅回收率67.50%的铅精矿,以及锌品位49.51%、锌回收率87.24%的锌精矿,研究结果为该矿产资源开发利用提供了工艺依据。     

某铜锌矿石铜锌分离浮选工艺研究

国内某铜锌多金属硫化矿中次生硫化铜含量较高,有用矿物嵌布粒度细微、嵌布关系复杂。试验采用磨矿-铜锌混合浮选-混合粗精矿再磨-铜锌分离流程对该矿石中的铜、锌矿物进行了选矿工艺技术条件研究。用试验确定的闭路流程处理该矿石,获得了铜品位为22.72%、铜回收率为82.26%的铜精矿,锌品位为57.63%、锌回收率为62.92%的锌精矿;尾矿中黄铁矿的回收研究将留待后续进行。     

复杂铜铅锌银多金属硫化矿选矿试验研究

对某复杂铜铅锌银多金属硫化矿进行了选矿试验研究。依据矿物特性, 采用铜铅部分混合浮选、混合精矿铜铅分离、混合浮选尾矿再选锌的工艺流程, 可获得铜精矿铜品位23.37%、铜回收率63.99%, 铅精矿铅品位71.68%、铅回收率90.34%, 铅精矿含银1 189 g/t、银回收率78.04%, 锌精矿锌品位52.38%、锌回收率75.98%。试验所获技术指标理想, 为该矿石的开发利用提供了有效途径。     

国外某低品位铜锌硫化矿浮选分离试验研究

国外某低品位铜锌硫化矿矿床属于矽卡岩型,为确定该矿石中有价金属开发利用的可行性,进行了选矿试验。研究表明,矿石中铜品位为0.38%,锌品位为1.26%,针对矿样组成特性,确定了优先浮选铜, 选铜后的尾矿再浮选锌的工艺流程处理该硫化矿矿石。在磨矿细度为-0.074 mm占74.60%的条件下,选用石灰为矿浆pH调整剂,硫酸锌和亚硫酸钠为组合抑制剂,Z-200为捕收剂优先浮选硫化铜矿物;对选铜尾矿继续 采用石灰调节矿浆pH值,硫酸铜活化被抑制的锌矿物,丁基黄药为捕收剂浮选硫化锌矿物的药剂方案,经“2粗2精”选铜、“1粗3精2扫”选锌的闭路试验,最终获得铜精矿铜品位和回收率分别为22.55%、85.19%和锌 精矿锌品位和回收率分别为44.83%、74.36%,有效地实现了铜锌硫化矿的分离与回收,为国外该类型硫化矿矿石的开发利用提供依据。     

混合粗精矿的分步脱硫及铜锌分离

铜锌硫化矿粗磨后混合浮选具有回收率高和成本低的优势,但混合精矿面临铜锌硫分离的难题。云南思茅地区的铜锌硫混合粗精矿,其细度为-74μm含量75%;Cu,2.56%;Zn,5.23%;S,37.21%。采用混合粗精矿再磨-分步降硫-铜锌分离工艺,研究了再磨细度、药剂用量等因素对铜、锌矿物和硫矿物分离效果的影响。当粗精矿再磨细度为-38μm含量90%时,闭路试验获得品位和回收率均较高的铜精矿、锌精矿和硫精矿产品,铜精矿含Cu 20.42%,Cu回收率82.47%;锌精矿含Zn 45.07%,Zn回收率83.88%;硫精矿含S 38.40%,S回收率81.78%。说明对混合精矿先分步脱硫,再铜锌分离可实现各矿物较彻底的分离。本研究可为混合粗精矿的高效浮选分离提供一定的参考。     

内蒙古某复杂多金属硫化矿选矿技术研究

对内蒙古某铜铅锌多金属硫化矿石进行了浮选试验研究。采用"铜铅混合浮选-铜铅分离-尾矿再选锌"的工艺流程,在磨矿细度-0.074 mm粒级占80%条件下,优化药剂制度,获得了铜精矿铜品位20.14%、铜回收率40.27%,铅精矿铅品位62.46%、铅回收率93.56%,锌精矿锌品位48.84%、锌回收率89.27%的选别指标,银总回收率达到了88.01%。     

江西某钨矿石中伴生铜锌的回收效果优化

江西某钨矿石中伴生有锡、铜、锌，重选富集钨、锡、铜、锌，混合精矿经浮选获得含铜锌的综合硫化矿，经球磨机-螺旋分级机闭路磨矿至-200目占为43.72%，仅获得铜品位为18.92%、含锌4.29%、铜回收率为96.77%的铜精矿和锌品位为33.17%、含铜2.79%、锌回收率为21.97%的锌精矿，铜锌浮选分离回收效果很不理想，这主要与铜锌矿物单体解离程度较低有关。为了解决铜锌矿物的单体解离问题，在现场探索试验和铜锌矿物单体解离程度较低原因分析的基础上，采用高频振动细筛替代螺旋分级机，在高频振动细筛筛孔宽为0.125 mm的情况下，浮选给矿-200目含量达70.58%，铜精矿铜品位达25.46%、含锌降至2.51%、铜回收率达98.28%，锌精矿锌品位达45.50%、含铜降至0.82%、锌回收率达57.43%，铜精矿品级由四级品提高到二级品，铜回收率也提高了1.51个百分点；锌精矿由原来的不合格品提至七级品，锌回收提高了35.46个百分点，生产指标改善非常显著，企业经济效益和环境效益均得到较大提升。     

江西某钨矿石中伴生铜锌的回收效果优化

江西某钨矿石中伴生有锡、铜、锌，重选富集钨、锡、铜、锌，混合精矿经浮选获得含铜锌的综合硫化矿，经球磨机—螺旋分级机闭路磨矿至-200目占为43.72%，仅获得铜品位为18.92%、含锌4.29%、铜回收率为96.77%的铜精矿和锌品位为33.17%、含铜2.79%、锌回收率为21.97%的锌精矿，铜锌浮选分离回收效果很不理想，这主要与铜锌矿物单体解离程度较低有关。为了解决铜锌矿物的单体解离问题，在现场探索试验和铜锌矿物单体解离程度较低原因分析的基础上，采用高频振动细筛替代螺旋分级机，在高频振动细筛筛孔宽为0.125 mm的情况下，浮选给矿-200目含量达70.58%，铜精矿铜品位达25.46%、含锌降至2.51%、铜回收率达98.28%，锌精矿锌品位达45.50%、含铜降至0.82%、锌回收率达57.43%，铜精矿品级由四级品提高到二级品，铜回收率也提高了1.51个百分点；锌精矿由原来的不合格品提至七级品，锌回收提高了35.46个百分点，生产指标改善非常显著，企业经济效益和环境效益均得到较大提升。     

磨矿介质对两种铜镍硫化矿石浮选行为的影响研究

磨矿作业对矿物浮游性及浮选分离有重要的影响。本研究以分别产自中国和南非的两种不同铜镍矿为研究对象,研究了磨矿介质种类对铜镍矿石浮选行为的影响。研究结果表明,磨矿介质种类对两种矿石中铜镍矿物浮选回收率、浮游速度和脉石矿物的浮选行为的影响规律并不相同,且与报道中纯矿物体系中磨矿介质的影响规律不完全一致。与铸铁介质磨矿相比,采用不锈钢球介质磨矿后,中国铜镍矿混合浮选硫化铜浮游速度更快,可以获得较高的铜、镍品位,混合精矿中脉石含量显著降低。南非铜镍矿经铁介质磨矿后的铜、镍回收率高于惰性介质磨矿。两种矿石的矿物组成差异可能是磨矿介质对其浮选行为影响规律存在差异的主要原因。     

磨矿细度在铜-钼硫化矿异步混合浮选分离工艺中的关键作用研究

针对某低品位铜钼多金属复杂硫化矿, 研究了磨矿细度在铜-钼硫化矿异步混合浮选分离工艺中的关键作用。采用异步混合浮选工艺流程, 得到铜-钼混合精矿、铜精矿和硫精矿, 然后再对铜-钼混合精矿进行再磨浮选分离, 通过优化和控制异步混合浮选工艺中的磨矿细度, 最终获得品位22.85%、回收率87.17%的铜精矿和品位48.85%、回收率68.96%的钼精矿。     

基于柠檬酸-改性淀粉的金川铜镍精矿降镁提质

金川镍矿石所含Cu²⁺、Ni²⁺对矿石中大量的含镁硅酸盐脉石矿物有较强的活化作用,导致镍铜混合精矿MgO含量较高,Ni、Cu品位难以提高。为实现矿山的提质降镁目标,在柠檬酸-改性淀粉药剂体系下进行了选矿试验。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占90.12%条件下,采用1粗2精3扫、中矿顺序返回流程,可取得Ni、Cu品位分别为9.03%、5.18%,MgO含量6.18%,Ni、Cu回收率分别为85.30%、72.82%的镍铜混合精矿。与模拟现场工艺的实验室试验指标比较,精矿Ni、Cu品位分别提高了0.28、0.07个百分点,精矿Ni、Cu回收率分别提高了3.41、1.04个百分点,MgO含量下降了0.58个百分点。因此,在富含镁硅酸盐脉石矿物的铜镍硫化矿石的浮选中,柠檬酸-改性淀粉具有显著的提质降镁效果。     

滇东北某高硫铅锌矿流程优化试验研究

针对滇东北某铅锌选厂产出铅精矿含锌和硫精矿含铅、锌较高的问题,在对矿石进行工艺矿物学研究的基础上进行了流程优化试验研究。结果表明,该矿石矿物种类复杂,其中方铅矿、闪锌矿的粒度嵌布 极不均匀,现场采用“铅硫混合浮选—铅硫混合精矿抑硫浮铅分离—铅硫混合浮选尾矿选锌”的一段磨选工艺流程,嵌布粒度较细的方铅矿、闪锌矿、黄铁矿得不到充分单体解离。本研究提出采用“阶段磨矿、阶段 选别”工艺进行流程优化,对铅硫混合精矿再磨再选,在铅硫混合精矿再磨细度为-0.045 mm占70%的条件下,得到Pb品位为61.89%、Pb回收率为85.43%的铅精矿及Zn品位为49.05%、Zn回收率为93.91%的锌精矿。与优 化前相比,铅精矿中Pb品位提高1.57个百分点,同时Zn含量下降1.35个百分点,硫精矿中Pb、Zn含量均有所降低,锌精矿中Zn的回收率提高2.43个百分点。目前,现场依据优化工艺完成了选厂改造,采用立式螺旋搅 拌磨机进行二段磨矿,生产运营良好,较之前生产指标有一定提高。     

西藏某高硫铜铅锌硫化矿浮选试验研究

西藏某铜铅锌硫多金属硫化矿,矿物嵌布粒度细、共生关系复杂,且含硫量较高。采用铜铅混合浮选→铜铅分离→尾矿抑硫浮锌浮选工艺流程。最终获得铜精矿铜品位28.22%、回收率85.29%,铅精矿铅品位57.49%、回收率85.61%,锌精矿锌品位44.17%、回收率62.96%,银在铜、铅精矿中的总回收率达到89.7%,实现了矿物的综合回收。     

细粒嵌布铜铅锌矿石的浮选工艺试验研究

针对某多金属硫化矿中铜铅锌矿物共生关系密切和嵌布粒度细的特性,采用铜铅混合浮选-铜铅精矿再磨-铜铅分离-混浮尾矿选锌的浮选流程进行了系统的工艺条件试验,成功地实现了铜铅锌的分选,获得了铜品位和铜回收率分别为21.05%和86.71%的铜精矿、铅品位和铅回收率分别为63.94%和79.98%的铅精矿及锌品位和锌回收率分别为55.96%和84.50%的锌精矿,为合理开发该矿石资源提供了试验依据。     

刚果(金)某低氧化率铜钴矿选冶联合试验研究

针对刚果(金)某铜钴矿氧化率低、直接浸出回收率低的问题,采用浮选回收硫化铜钴精矿、硫酸浸出浮选尾矿工艺流程处理该矿石。结果表明,采用硫化矿闭路浮选得到的硫化精矿中铜品位50.81%、钴品位1.62%,铜回收率24.79%、钴回收率11.10%; 浮选尾矿在液固比2∶1、硫酸用量202 kg/t_矿条件下常温搅拌浸出3 h,铜浸出率93.98%,钴浸出率72.44%; 选冶综合回收率铜95.47%,钴75.50%,酸耗199.58 kg/t_矿。与原矿直接硫酸浸出工艺相比,铜回收率提高了14.95个百分点,钴浸出率提高了6.93个百分点。研究成果可为同类矿物的开发利用提供技术依据。