大冶铁矿浮选产物物质组成研究

大冶铁矿浮选产物之一的硫钴精矿中钴是以类质同象存在于黄铁矿中，其分布是不均匀的，因此，提高硫钴精矿钴品位难度较大，有用矿物粒度较细，其解离度也比较高，但部分有用矿物呈复杂的浸染交代结构彼此或与脉石嵌镶，故欲提高分离浮选作业指标则比较困难。     

再磨对复杂铅锌矿石浮选的影响

从细粒浸染的铅锌矿石中浮选回收方铅矿和闪锌帮时，通常需要再磨，以便在合适的精矿吕位时取得更大的回收率，再磨的目的是使有用矿物的粗颗粒粉碎是更容易浮选的粒度。或使有用矿物的连生体解离，以使这些连生体中的脉石不会降低精矿品位。     

某含硫铁矿优化硫资源回收的工艺矿物学研究

南京某铁矿选矿厂在利用含硫铁矿石选铁的过程中反浮选回收以黄铁矿为主的伴生硫矿物,但目前黄铁矿浮选的指标较差。运用矿物解离分析仪（MLA）测试、化学分析、XRD分析等相结合的手段,研究了现有入浮原矿和浮选硫精矿中硫矿物的工艺矿物学特征,主要对黄铁矿的粒度分布及其解离度进行了测定,分析了黄铁矿浮选指标较差和浮选铁尾矿含硫较高的原因。研究结果表明：入浮原矿的磨矿细度较低,-0.074 mm含量为60.80%;入浮原矿中黄铁矿单体解离度不高,为70.92%,不利于硫精矿品位及硫回收率的提高;硫精矿中黄铁矿单体解离度仅为8072%,连生体较多是导致其品位较低的主要原因。黄铁矿的嵌布特征分析结果表明,大部分连生体中的黄铁矿容易进一步实现单体解离。因此可通过优化药剂制度及浮选条件提高粗选的硫回收率,降低铁尾矿中的硫含量,并通过对浮选粗精矿再磨-精选提高硫精矿品位,且该研究结果可为优化该含硫铁矿的硫资源回收工艺提供重要的理论基础。     

刚果(金)某高钙镁-硫氧混合型铜钴矿选冶工艺探讨

针对刚果(金)某高钙镁-硫氧混合型铜钴矿进行了选冶联合试验研究,并对原矿直接浸出、浮选先硫后氧-氧化粗精矿不精选入浸、浮选先硫后氧-氧化粗精矿精选入浸三种工艺进行了技术和经济比较。结果表明:浮选先硫后氧-氧化粗精矿不精选入浸工艺的铜、钴选冶综合回收率最高,分别为73.28%和62.34%,浮选先硫后氧-氧化粗精矿精选入浸工艺的综合经济效益最好。此外,浮选尾矿通过磁选作业可使钴的选矿总回收率增加7.15%。     

某铜钴矿选矿工艺研究

某铜钴矿铜品位0.85%,钴品位0.10%。铜主要以独立的铜矿物形式存在,绝大部分赋存在黄铜矿中;钴主要赋存于毒砂中。根据矿石性质,通过铜快速浮选-铜钴混合浮选再分离的工艺流程,先获得部分易浮铜精矿,再通过铜钴分离作业获得其余的铜精矿及富钴硫精矿。闭路流程可获得铜品位23.29%、铜回收率84.82%的铜精矿,以及钴品位2.63%、钴回收率63.07%的富钴硫精矿。     

会泽高硫铅锌矿铅硫混合浮选作业工艺流程考察及分析

为获得更佳的浮选指标及生产效益，将常规流程考察与工艺矿物学研究相结合，对某选矿厂的铅硫(硫铁矿)混合浮选系统进行了分析诊断。通过流程考察，查明了混合浮选作业中铅、锌、铁金属走向及生产流程中存在的问题，主要表现在铅硫混合浮选阶段黄铁矿浮选速度较方铅矿慢，与闪锌矿可浮性差异较小，结果导致铅、锌、铁的异步等可浮；铅、铁金属主要以细粒级单体和粗粒级连生体损失于混合浮选尾矿中；闪锌矿主要以单体的形式进入铅硫混合粗精矿中，导致铅硫混合粗精矿中锌品位较高。后续通过在铅硫混合浮选作业阶段添加泡沫调整剂、新型闪锌矿抑制剂及新型起泡剂，获得铅硫混合精矿锌品位为11.84%、铅回收率为91.87%、铁回收率为80.65%的技术指标。     

攀西地区钒钛磁铁矿石弱磁选工序前浮选硫钴的探讨

攀西地区是我国最大的钒钛磁铁矿产区,钒钛磁铁矿石中除了主要元素铁、钒、钛以外,还伴生有硫资源储量6 000万t、钴资源储量90万t,具有很高的工业利用价值。当前攀钢矿业公司选矿厂对钒钛磁铁矿的选矿工艺流程是“阶段磨矿—弱磁选铁—选铁尾矿强磁选钛—强磁选钛粗精矿浮选脱硫—浮选钛铁矿”得到铁精矿、钛精矿和硫（钴）精矿,仅在钛精矿浮选脱硫阶段浮选回收得到硫（钴）精矿,因为钴品位＜0.3%,钴市场价格高时作为硫钴精矿销售,钴市场价格低时只能作为硫精矿销售,造成了钴资源的浪费。开展了弱磁选工序前浮选回收硫钴的试验研究,目标是硫化矿物的早收快收集中收。实验室在磨矿细度-0.074 mm占45%,硫酸铜用量250 g/t、异戊黄药用量150 g/t、3#起泡剂用量30 g/t,一段浮选得到产率14.33%,硫品位3.11%、钴品位0.06%、镍品位0.03%、铜品位0.10%,硫回收率68.14%、钴回收率35.12%、镍回收率47.23%、铜回收率43.12%的粗硫钴精矿。探讨了实验室球磨机磨矿浮选一体机和浅槽快速浮选机,并开展了验证试验,认为浅槽快速浮选机是研究发展方向。     

非洲某高钙镁铜钴矿工艺矿物学研究

以非洲某高钙镁铜钴矿为研究对象,采用多种分析检测方法进行工艺矿物学研究,为该铜钴矿的开发利用提供参考数据。查明矿石中铜和钴的含量分别为5.40%和0.062%,为主要回收元素。矿石中钙镁含量较高,分别为镁含量8.55%、钙含量7.05%。矿石中铜、钴的硫化率分别为93.25%和75.81%,钴的硫化率相对较低。矿石中铜矿物主要为黄铜矿及斑铜矿,钴矿物主要为硫铜钴矿及辉砷钴矿,脉石矿物主要为白云石及石英。硫化铜矿物粒度分布不均匀,以中粒为主;硫铜钴矿及辉砷钴矿均以细粒为主。矿石中镁除了以白云石形式存在外,还有相当部分以镁质层状硅酸盐矿物形式存在,在浮选过程中易富集于浮选精矿,造成精矿中镁超标。根据矿石性质,在制定选矿工艺时需考虑硫化铜矿物、钴矿物的嵌布粒度差别,矿石中钴的较高氧化率对钴回收的影响,含镁矿物对浮选产品指标的影响,在保证精矿品质的情况下,同时实现铜和钴较高的回收率。     

寻找提高镍黄铁矿和磁黄铁矿可浮性差异方法的研究

在浮选流程前头的工序里受到氧气溶蚀的磁黄铁矿-镍黄铁矿连生体表面明显地表现出双亲性.从磁黄铁矿方面来讲,它们被元素硫薄膜所覆盖,而从镍黄铁矿方面来讲,它们被亲水性氧化物薄膜或是铁的碱式硫酸盐所覆盖.被硫薄膜覆盖的富磁黄铁矿的连生体表面具有较高的浮游活性.这样的连生体浮选时被分离到精矿中,降低了精矿的铜和镍的品位.与此同时,根据固相转变机理,被溶蚀的富镍黄铁矿连生体被亲水的氧化物和铁的碱式硫酸盐薄膜所覆盖.显然,这种连生体进入分离浮选的槽内产品中,随后进入磁黄铁矿精矿中,成为抛弃的尾矿,增大了镍和铜的损失.为了增大要分离的矿物亲水性-疏水性差别,在"除垢磨"中用碱对镍黄铁矿-磁黄铁矿产品进行水化学处理,用来保证对硫化矿物进行碱作用和机械修复,以提高含磁黄铁矿的铜镍矿石的选矿指标.     

新疆某铁尾矿综合回收钴、硫、铁的试验研究

从新疆某铁尾矿中,通过浮选回收硫、钴,获得钴硫精矿中钴品位0.364%、钴回收率90.24%,硫品位47.89%、硫回收率96.91%的指标,并通过磁选从浮选尾矿中回收铁,获得铁精矿品位60%以上。     

河南某铜矿石铜钴选矿回收试验

河南某铜矿石铜品位1.50%,钴品位0.14%,均具有回收价值。铜主要以黄铜矿的形式存在,钴主要赋存于硫钴矿中,硫化态的铜、钴分别占铜、钴总金属量的98.00%、95.18%,嵌布粒度较粗,且铜、钴关系密切。为充分利用该资源中的铜、钴,分别采用优先浮选和混合浮选原则流程进行铜、钴选矿回收试验。结果表明,以石灰+氰化钠抑制钴进行优先浮选铜再浮选钴试验,可以得到产率3.52%、铜品位30.82%、回收率73.43%的铜精矿和产率2.94%、钴品位1.98%、钴回收率41.81%的钴硫精矿,损失在尾矿中的钴高达15.90%;原矿磨矿至-0.075 mm 75%进行1粗3扫铜钴混合浮选,粗精矿再磨至-0.038 mm 90%进行铜、钴分离浮选,最终可获得铜精矿产率4.88%、品位27.41%、回收率89.16%和钴硫精矿产率9.88%、钴品位1.14%、钴回收率80.70%的良好指标,且损失在尾矿中的钴也较优先浮选低。因此选择混合浮选处理该铜矿石较为合适,可实现铜、钴的综合回收,对最终确定选别流程具有参考价值。     

刚果(金)某难选铜钴矿浮选试验研究

对刚果(金)某铜钴矿进行了浮选试验研究。采用先浮选硫化铜钴矿后硫化浮选氧化铜钴矿的工艺流程,当磨矿粒度为-0.075 mm粒级占80%,硫化矿浮选采用CMC作抑制剂,MB和Mac-12作捕收剂,氧化矿浮选采用硫氢化钠作硫化剂,MB和Mac-12作捕收剂时,可以有效回收矿石中的铜钴金属。全流程闭路试验可以得到含铜19.51%、含钴0.28%的硫化铜钴精矿以及含铜5.07%、含钴0.31%的氧化铜钴精矿,铜、钴总回收率分别达到89.63%和73.47%。     

含铂钯铜镍精矿湿法冶金处理新工艺

云南省金宝山铂钯矿资源目前为我国仅次于甘肃省金川的第二个大型铂族资源矿产。其原矿铂族金属品位相对较富,Ｐｔ＋Ｐｄ＞２ｇ／ｔ的储量就占矿区总储量的３５．９％,块段平均品位达２．３３ｇ／ｔ。主要有用金属矿物为紫硫镍矿、镍黄铁矿、辉钴矿、辉铁镍矿、黄铜矿;贵金属矿物主要有砷铂矿、碲铂矿、铁铂金属互化物及钯银矿物与硫铂矿连生体等;非金属矿物主要是蛇纹石。原矿经选矿采用浮选工艺流程,在选别铜镍硫化矿物的同时,铂钯贵金属矿物也在精矿中得到富集,其精矿中主要有用金属品位为：Ｃｕ５．１０％,Ｎｉ３．７４％,Ｐｔ…     

钒钛磁铁矿选铁尾矿中硫钴资源综合回收研究

本文以工艺矿物学为基础,研究从攀西某钒钛磁铁矿选铁尾矿中回收硫钴资源的关键因素和工艺流程。研究结果表明,含钴黄铁矿、黄铁矿和磁黄铁矿的分离是实现选铁尾矿中硫钴资源综合回收的关键,强磁选是实现含钴黄铁矿分离的有效措施,采用浮选—精矿再磨再选—高场强阶段磁选工艺可以得到含钴0.40%、含硫50.45%的钴硫精矿,钴和硫回收率分别为6.74%和19.07%,同时得到含硫37.23%、硫回收率20.81%的硫精矿,实现选铁尾矿中硫、钴资源的综合回收。     

赞比亚某铜钴矿选矿工艺技术研究

赞比亚某铜钴矿含铜1.57%,钴0.14%。矿石中主要含铜矿物为黄铜矿,其次为斑铜矿、辉铜矿等,钴矿物主要为硫铜钴矿,其他硫化矿物主要为黄铁矿等。本文对该铜钴矿进行了工艺矿物学以及选矿试验研究。根据矿石特性,采用混合浮选工艺流程,最终获得实验室小型闭路试验结果为:铜钴混合精矿含铜23.02%,回收率94.34%;含钴1.98%,回收率90.09%。     

刚果(金)某硫化铜钴矿选矿工艺技术研究

刚果(金)某硫化铜钴矿位于加丹加省利卡西市,属中非铜钴矿带典型的硫化铜钴矿,矿石含铜1.50%、钴0.48%。根据矿石中铜钴矿物难以浮选分离的矿物特性,确定了"铜钴混合浮选"的原则流程。结合新型高效选择性捕收剂BK404B及铜钴活化剂BKNA,采用"一粗两扫三精-粗精矿再磨"的工艺流程,浮选闭路试验获得含Cu 26.93%、Co 7.24%,铜回收率93.70%,钴回收率78.42%的铜钴精矿。另外,针对浮选闭路试验尾矿,通过强磁选强化对钴的回收,可获得含钴1.18%,钴回收率3.20%的磁选精矿,浮磁精矿合并后满足销售要求,即采用浮-磁联合工艺使钴的回收率提高3.20个百分点。     

赞比亚某铜钴矿选矿工艺技术研究（增刊）

赞比亚某铜钴矿含铜1.57%,钴0.14%。矿石中主要含铜矿物为黄铜矿,其次为斑铜矿、辉铜矿等,钴矿物主要为硫铜钴矿,其他硫化矿物主要为黄铁矿等。本文对该铜钴矿进行了工艺矿物学以及选矿试验研究。根据矿石特性,采用混合浮选工艺流程,最终获得实验室小型闭路试验结果为：铜钴混合精矿含铜23.02%,回收率94.34%;含钴1.98%,回收率90.09%。     

梅山铁矿硫浮选原矿和硫精矿的工艺矿物学研究

针对梅山铁矿硫浮选所得硫精矿品位不高和硫回收率较低的问题,运用矿物解离分析仪（MLA）测试与化学分析、XRD分析等相结合的手段,详细研究了浮选原矿和硫精矿中硫矿物的工艺矿物学特征,重点分析了浮选回收主要矿物黄铁矿的嵌布特征、粒度及解离特性等,查明了浮选原矿粒度较粗、黄铁矿单体解离不充分是其浮选选别指标较差及浮选铁尾矿中硫含量较高的主要原因,提出了浮选粗精矿再磨再选的建议,为梅山铁矿浮硫工艺流程优化提供了理论依据。      

刚果(金)某难选氧化铜钴矿选矿工艺连选试验研究

刚果(金)某氧化铜钴矿具有铜钴赋存状态复杂、碳质物含量高等特点,采用常规单一浮选工艺铜钴回收率均较低。本次连选试验最佳选矿工艺为预先浮选脱碳—异步浮选硫化矿和氧化矿—浮选磁选联合原则流程,原矿样含铜1.71%、钴0.31%,获得硫化精矿含铜25.94%、钴2.81%,氧化精矿含铜15.78%、钴0.60%,磁选精矿含铜3.54%、钴0.99%,铜钴回收率分别达到79.05%、61.33%。该连选工艺流程结构稳定,药剂制度简单,磁选操作简便,可为刚果(金)同类矿石资源的处理提供新思路。     

刚果（金）SICOMINES铜钴矿提高铜、钴选矿回收率研究与实践

刚果（金）SICOMINES在处理高氧化率铜钴矿的选矿生产过程中，由于现阶段处理矿石氧化率远高于设计值，此类矿石氧化率高、含泥量大、可浮性差，导致利用现有的生产工艺流程和浮选设备，氧化矿浮选精矿产率及铜、钴回收率较低。为提高铜、钴回收率，在针对原矿性质进行系统研究的基础上，结合生产实际，对工艺流程和设备进行优化：首先是取消钴浮选精选，且将氧化铜浮选和钴浮选扫选流程改为开路；然后增加泡沫导流槽的数量，改进了泡沫导流槽的结构和安装角度。改进后，氧化铜精矿和浮选钴精矿产率分别提高1.46个百分点和3.36个百分点，增幅分别达到40.33%和79.25%，总铜、总钴回收率分别提高4.17个百分点和3.53个百分点。生产工艺及设备改进取得了较好的效果，对处理刚果（金）同类型高氧化率铜钴矿石具有较好的借鉴意义。