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。     

某低品位铜镍硫化矿浮选试验研究

以某地强蚀变蛇纹石型难选低品位铜镍硫化矿为研究对象, 在矿石工艺矿物学研究的基础上, 通过系统的浮选试验, 对含镍0.159%, 含铜0.094%的原矿, 在磨矿粒度为-0.074 mm粒级占70%时, 采用碳酸钠和六偏磷酸钠作为脉石矿物抑制剂, 丁基黄药和Y89-0混合黄药为铜镍硫化矿物捕收剂, MIBC为起泡剂, 获得了铜镍品位分别为2.861%和3.228%的铜镍混合精矿。混合精矿采用石灰作镍矿物抑制剂进行分离, 得到含铜15.93%, 含镍1.41%的铜精矿, 铜回收率达81.34%; 镍精矿含铜0.59%, 含镍5.98%, 镍回收率为56.04%; 分选指标较为理想。     

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。     

金川二矿区富矿石选矿的工艺矿物学研究

金川硫化铜镍矿石现采用全硫化矿物混合浮选工艺,产出铜镍混合精矿。鉴于原矿性质的变化,迫切需要对金川矿石进行系统的工艺矿物学研究,因为掌握矿石性质的变化对选矿生产而言是至关重要的。运用现代物理检测及化学分析手段系统地研究了金川二矿区富矿石的矿物组成,重要矿物的嵌布、粒度特性以及矿物的磨矿解离特性,查明了影响该矿选矿工艺的矿物学因素,指出了提高选别指标的途径,为进一步降低精矿中氧化镁和提高镍、铜回收率提供了依据。     

预先磁选工艺对某铜矿石浮选的影响

对某铜品位为0.96%的单一铜矿石,为进一步提高铜矿物的回收率,在原矿含有少量磁性铁矿物时,对磨矿产品增加预先磁选工艺,预先磁选后获得磁选精矿经过磨矿选铁,尾矿浮选选铜试验表明,较直接浮选可获得更高回收率的铜精矿。原矿经磨矿至-0.076 mm占65%,在磁场强度为716.56k A/m时预先磁选后获得磁选精矿经过再磨选铁,预选尾矿和弱磁选尾矿混合后浮选选铜试验,可获得产率为4.53%、铜含量为18.86%,铜回收率为90.87%的铜精矿。相对原矿磨矿直接浮选指标铜精矿产率提高0.03个百分点,铜品位提高0.50个百分点,铜回收率提高3.94个百分点。     

硫化铜镍矿浮选中捕收剂的吸附竞争

摘要:针对丹巴铜镍矿原矿品位低,氧化率高、脉石矿物可浮性好且易泥化的特征,通过试验研究,确定了铜镍混合浮选-铜镍分离的浮选工艺流程对该矿进行回收利用。并充分的利用了捕收剂的吸附竞争,在铜镍混浮精选作业中添加CMC,改变了脉石矿物对捕收剂的吸附竞争强度,使得有用矿物对捕收剂的吸附竞争强度增加,改善了镍矿物的可浮性,较好的实现了有用矿物与脉石矿物的浮选分离。在确定了较佳的浮选工艺条件下,小型实验室闭路试验可获得铜品位21.55%、铜回收率64.65%的铜精矿和镍品位5.19%、镍回收率66.80%的镍精矿的选矿指标。      

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。     

某低品位难选铜镍硫化矿高效降镁与铜镍分离

新疆某强蚀变型铜镍硫化矿铜镍品位低,氧化镁含量高,铜镍矿物嵌布粒度微细,共生关系密切,属于难选铜镍矿石。针对矿石含镁脉石矿物组成复杂、铜镍矿物呈细粒集合体嵌布的特点,采用"铜镍混浮—混合精矿脱药再磨—铜镍分离"工艺与FY高效抑制剂获得合格的铜精矿与镍精矿。结果表明,对铜镍混合粗精矿,采用组合抑制剂FY精选降镁,可得含铜2.41%、镍4.37%的铜镍混合精矿,精矿含氧化镁由10.64%降至4.61%。铜镍混合精矿经活性炭与硫化钠脱药,再磨至-38μm占85%,石灰与Na_2SO_3抑制镍矿物,Z-200浮选铜矿物,得到含铜22.07%、氧化镁2.65%,回收率73.23%的铜精矿,含镍6.01%、氧化镁5.51%,回收率82.11%的镍精矿,实现铜镍精矿的高效降镁与铜镍有效分离。     

新疆某铜镍硫化矿选矿工艺研究

新疆瑞伦某铜镍硫化矿原矿含铜0.14%，含镍0.51%，属于高镍低铜硫化铜镍矿。原矿中铜品位较低，同时含有大量易泥化的滑石、蛇纹石等脉石矿物，给该铜镍矿的高效回收带来不利影响。为高效开发利用该铜镍硫化矿石，进行了系统的选矿工艺研究。实验室小型闭路试验结果表明：在磨矿细度为-74 μm占75%，以碳酸钠为pH调整剂，硫酸铜为活化剂，水玻璃和CMC为抑制剂，Z-200、丁铵、丁黄和戊黄为捕收剂的条件下，经2粗4精3扫铜镍混合浮选，铜镍混合精矿以石灰为pH调整剂、Z-200为捕收剂、BK-204为起泡剂，可获得含铜26.12%、含镍0.55%，铜回收率76.49%、镍回收率0.44%的铜精矿，含镍10.42%、含铜0.39%，镍回收率73.14%、铜回收率9.97%，MgO降至5.88%的镍精矿。试验解决了镍精矿中氧化镁杂质含量较高的问题，提高了精矿质量，可以为现场生产提供理论依据。     

细粒嵌布钼铁型矿石选矿新工艺研究

河南某钼矿为特大型钼矿床,物质组成较复杂,主要可回收矿物嵌布粒度不均匀,镶嵌关系较复杂。试验研究结果推荐采用一段粗磨抛尾-两段再磨、多次精选选钼,钼浮选尾矿多段选别—铁粗精矿两段再磨—多段精选原则工艺,并结合使用组合捕收剂及铜抑制剂,产出了符合GB3200-82标准的特级钼精矿及高质量铁精矿。扩大试验指标为:原矿钼品位0.12%、钼精矿品位52.62%、回收率85.88%;铁给矿品位6.16%、铁精矿品位62.23%、对原矿全铁回收率18.56%、对磁性铁回收率76.61%。     

广西某低品位铜镍矿石选矿工艺研究

广西某低品位铜镍矿石含铜0.25%、含镍0.43%,镍主要以镍黄铁矿形式存在,铜主要以黄铜矿形式存在,铜、镍矿物均有一定程度氧化且关系密切。为了给该矿石的开发利用提供依据,对其进行了选矿工艺研究。通过对优先浮铜再浮镍方案、铜镍混合浮选方案、铜镍混合浮选再分离方案以及磁选-铜镍混合浮选方案的对比,决定采用铜镍混合浮选方案处理该矿石。按该方案进行详细的试验研究,结果表明,在-0.074 mm占74%的磨矿细度下,以碳酸钠为矿浆调整剂、丁黄药为捕收剂、2号油为起泡剂,经1粗选2扫选2精闭路浮选,可获得铜品位为5.77%、镍品位为8.31%、铜回收率为86.33%、镍回收率为76.60%的铜镍混合精矿。     

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。     

新疆某氧化铜矿的工艺矿物学特征

通过对新疆某氧化铜矿的工艺矿物学研究,查明了矿石中铜的品位为1.07%,其中氧化铜中铜占有率为50.24%,因此该矿石类型属于氧化矿石。脉石矿物中方解石含量较高,达24.93%,同时易泥化脉石矿物白云母、绿泥石的含量也较高。此外,该矿石中有用矿物嵌布粒度细,磨矿解离效果差。综上可知,该矿石属于难处理矿石。因此,要较好地利用该铜矿资源,在浮选过程中应采取适度细磨,并注意脉石矿物的影响。     

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。     

新疆某铜镍矿石工艺矿物学研究

为给新疆某大型低品位强氧化铜镍硫化矿石的开发利用提供技术依据,进行了工艺矿物学和混合浮选研究。结果表明：①矿石铜品位0075%、镍品位057%,铜、镍均主要以硫化矿的形式存在,其中硅酸镍难以回收;②矿石中的主要目的矿物为黄铜矿和镍黄铁矿,均可通过浮选回收,脉石以橄榄石为主;③镍黄铁矿在镜下呈自形、半自形粒状均质体,其中呈不规则颗粒状、与磁黄铁矿或黄铜矿以多种不同形态嵌连紧密的镍黄铁矿能较好地通过浮选回收,呈微细粒分布、形状不一和呈不规则粒状或蠕虫状及浸染状的镍黄铁矿因嵌布粒度微细而难以实现单体解离,从而不易通过浮选回收;黄铜矿则常呈不规则粒状、浸染状零星嵌布在脉石中;④磨矿（-0.074 mm 80%）-1粗1精2扫、中矿顺序返回闭路浮选流程可获得镍品位为9.17%、铜品位为1.57%,镍回收率68.01%、铜回收率87.37%的混合精矿,铜、镍富集效果较好。     

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。     

攀西某铜镍混合精矿浮选分离试验

攀西某铜镍矿选矿厂的铜镍混合精矿铜、镍品位分别为3.60%和7.91%,铜镍主要以硫化物形式存在,铜镍矿物嵌布关系密切、嵌布粒度微细,浮选分离难度较大。为高效分离该铜镍混合精矿,在再磨、脱药的基础上进行了抑镍浮铜试验。结果表明,试样加活性炭和硫化钠磨矿后（磨矿细度为-0.026 mm占76%）浓缩脱药,采用1粗3精2扫、中矿顺序返回流程处理,可获得铜品位为28.88%、含镍0.78%、铜回收率为84.55%的铜精矿和镍品位为8.75%、含铜0.62%、镍回收率为98.96%的镍精矿,较好地实现了铜镍混合精矿的分离。     

某富含蛇纹石的低品位难选铜镍矿选矿工艺研究

针对某铜镍矿铜镍品位低,铜镍矿物嵌布粒度微细,共生关系复杂,蛇纹石含量高等特征,开展了选矿工艺试验研究。试验结果表明,采用预先脱除脉石-铜镍混合浮选流程,通过对含Ni 0.51%、含Cu 0.20%、含Co 0.02%的原矿进行选择性磨矿,利用MIBC预先脱除部分易浮脉石,碳酸钠作矿浆pH调整剂,CMC作MgO脉石的抑制剂,硫酸铜和丁基黄药分别作铜镍矿物的活化剂和捕收剂,全流程浮选闭路试验获得了含Ni 7.78%、Cu 2.91%、Co 0.24%,回收率分别为Ni 72.98%、Cu 66.57%、Co 51.29%的铜镍混合精矿。该工艺流程获得了较好的选别效果,实现了铜、镍、钴的有效回收。     

降低云南某硫化铜矿氧化镁含量试验研究

对云南某难选多金属硫化铜矿进行了浮选试验研究。采用新型捕收剂OL-2M为硫化铜矿捕收剂、新型抑制剂OL-3C为含氧化镁脉石矿物抑制剂,经一粗一混精三精二扫优先浮选,获得了Cu品位19.69%、回收率55.25%、MgO含量3.45%的铜精矿。新药剂联合使用既显著提高了精矿铜品位和回收率,又大幅度降低了精矿氧化镁含量,达到冶炼厂对铜精矿的要求。