台浮硫化矿浮选分离工艺的研究

采用优先浮选流程，成功分离了台浮硫化矿。在给矿含铜0．97％、铅0．86％、锌3．10％的情况下，获得铜、铅、锌精矿品位分别为25．86％，43．86％，49．55％，铜、铅、锌回收率分别为84．51％，82．24％，84．71％的分选指标，银也得到综合回收。浮选药剂JA，JB是分选台浮硫化矿的关键。     

某复杂铜铅锌多金属硫化矿选矿试验研究

某复杂铜铅锌多金属硫化矿,以黄铜矿、方铅矿和铁闪锌矿为主要的铜矿物、铅矿物和锌矿物。为有效回收其中的铜、铅、锌金属及伴生的金、银,开展了矿石工艺矿物学研究和选矿试验研究。结果表明,采用“铜铅混浮再分离-锌浮选”的工艺流程,可获得铜品位为19.05%、铜回收率为74.99%的铜精矿;铅品位为69.03%、铅回收率为75.03%的铅精矿;锌品位为47.87%、锌回收率为72.94%的锌精矿。以及金、银总回收率分别为75.45%和76.86%的工艺指标。     

低品位铜、铅、锌多金属硫化矿选矿工艺探究

从矿石工艺矿物学研究出发,在查明试样化学成分、矿物组成、赋存状态和嵌布特性的基础上,进行了大量的工艺流程对比试验,推荐采用全混合浮选—精矿化学分离工艺流程,基本解决矿物主要以包体形式存在,且粒度非常细而造成选矿难度大的问题,试验获得了理想的技术指标。     

某千枚岩型硫化铜矿选矿试验研究

针对甘肃祁连山脉黑沟矿某蚀变千枚岩型硫化铜矿石,进行了合理的选别工艺和药剂制度研究。结果表明,采用酯105作捕收剂,石灰作抑制剂,水玻璃作分散剂,在-0.074 mm占80%的磨矿细度下,经一次粗选、三次精选和两次扫选闭路试验,取得了精矿铜品位23.36%、回收率93.22%的良好指标。该浮选流程药剂制度简单,易于工业应用。     

从铜铅混浮尾矿中回收锌的研究

内蒙某复杂多金属硫化矿含铜、铅、锌、银等有价金属,铜铅混浮的尾矿仍含锌硫．针对铜铅混浮尾矿的矿石性质,采用“锌硫混浮-锌硫分离”的原则流程从铜铅混浮尾矿中回收锌．锌硫混浮时,用硫酸铜作锌矿物的活化剂,用丁黄药作捕收剂,其精选为空白精选;锌硫分离时,添加石灰和适量水玻璃抑制硫化铁矿和石英等硅酸盐脉石．在给矿锌品位为1．55％时,获得锌精矿品位46．30％、回收率90．92％的试验指标,硫得到综合回收．     

低品位硫化铜镍矿的特性与浮选工艺研究

新疆哈密某低品位硫化铜镍矿石中含镍0.332%、含铜0.208%,目的矿物共生关系复杂、嵌布粒度细,矿石中含镁脉石矿物含量高、可浮性好。为了充分回收矿石中铜镍矿物并降低精矿中的MgO含量,以六偏磷酸钠和CMC作脉石矿物抑制剂,硫酸铜为活化剂,戊黄药、Y-89、丁胺黑药混合为捕收剂,采用"两粗三扫三精"的原则工艺流程,闭路试验获得铜镍混合精矿中镍品位为5.123%,镍回收率为77.80%;精矿中MgO含量为6.11%,达到了冶炼的要求。尾矿中的镍矿物多为不可浮的氧化镍和硅酸镍,工艺流程能较好地适合该矿石性质。     

玻利维亚ThayaMontana高硫铜金银多金属矿高效回收试验研究

原矿Cu品位2.52%,S含量达27.59%,硫化矿含量接近60%。铜硫分离十分困难;伴生Au、Ag含量极高,价值大,分别达7.8g/t、585.8g/t,应予以充分综合回收。工艺上摈弃传统优先浮选,采用混合浮选方案;在粗磨的基础上,对粗精矿进行再磨处理;药剂制度上采用新型抑制剂STY,并且加入少量硫化钠与活性炭进行脱药处理。在最佳条件下得到了铜、硫两种精矿产品,铜精矿Cu品位21.27%、回收率高达92.43%,同时铜精矿含银高达4115.8g/t、含金达34.9g/t;硫精矿S品位45%,含金7.5g/t、含银153.2g/t,铜、硫、金、银均得到了高效回收,尤其是铜硫分离效果很好。该研究为多铜硫金银多金属矿高效回收提供了一种可行的解决方案。     

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。     

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。     

赞比亚谦比希硫化铜矿的浮选药剂制度优化研究

谦比希铜矿以硫化铜矿为主,由于矿石性质发生改变,采用现有工艺的浮选指标受到负面影响。针对这一问题,以谦比希西矿体矿石为研究对象,采用一段粗选开路浮选流程浮选,对药剂制度进行优化,并通过闭路浮选试验对优化结果进行验证。结果表明,黄药类捕收剂对该矿石浮选效果最好,其中异丙基黄药选择性较强,而丁基黄药具有更好的捕收能力。在磨矿细度为-0.074mm占70%,氧化钙用量600g/t,丁基黄药40g/t,松醇油25g/t的最优药剂制度下,经一次粗选、三次精选、两次扫选的闭路浮选,所得最终精矿的铜品位27.51%、回收率90.65%,浮选指标良好。     

某铜铅锌多金属硫化矿浮选试验研究

云南某铜铅锌多金属硫化矿铜品位0.45%、铅品位3.18%、锌品位4.21%,含银30.10 g/t,有用矿物以黄铜矿、闪锌矿、方铅矿等为主。黄铜矿与闪锌矿相互交代连生或混染包裹,铜、锌矿物粒度粗细不均。85.11%的铜以原生硫化铜的形式存在,铅、锌也均主要赋存于硫化矿中。浮选试验结果表明,在磨矿细度-0.074 mm 80%的条件下,以CaO+Na2S+Na₂SO₃+ZnSO₄作调整剂、异丙基黄药作捕收剂、730A作起泡剂,1粗3精2扫铜铅混合闭路浮选可获得产率650%,铜品位5,20%、铅品位43.64%,铜回收率75.11% 、铅回收率93.00%的铜铅混合精矿;铜铅混合尾矿以CuSO₄作活化剂、丁基黄药作捕收剂经1粗2精2扫闭路流程选锌可获得产率7.60%、品位46.94%、回收率85.76%的锌精矿;铜铅混合精矿经1粗1精分离浮选可获得品位42.23%、回收率8638%的铅精矿和品位27.65%、回收率61.88%的铜精矿;铜、铅、锌精矿指标均达到相应的产品质量标准,并综合回收了银。试验结果可为该矿石的开发利用提供技术参考。     

西藏玉龙铜矿硫化铜矿石选矿试验研究

西藏玉龙铜矿含铜1.6%~1.8%,含硫7.0%~8.5%,矿石性质复杂,易泥化脉石含量高,属于难选矿石。为实现矿石中铜矿物的高效回收,简化现场工艺流程,采用铜优先浮选工艺处理该矿石,即以BK-404作铜矿物的捕收剂,石灰作黄铁矿的抑制剂,在矿浆p H值=9的低碱条件下分步粗选两次,粗精矿不再磨精选三次。试验结果表明,在原矿含铜1.66%的条件下,采用该工艺小型闭路试验可获得含铜20.63%、铜回收率82.24%的铜精矿。铜优先浮选工艺试验指标良好,减少精选浮选机配置容积,减少铜金属循环量和流失量,使铜矿物得到很好的回收,为现场的流程改造提供理论依据。     

Modified reagent mode in porphyry copper-molybdenum ore flotation

Test data on the selective reagent modes at bulk flotation cycle and modified carboxymethylcellulose (CMC) at a selection cycle for the bulk copper-molybdenum concentrate. The selected reagent mode at a bulk flotation cycle with industrial kerosene and Beraflot as collectors and OPSB as a frother made it possible to recover 87 % of copper and 82 % of molybdenum into a rough bulk concentrate. Tests with CMC application at the selection cycle revealed a potential opportunity to reduce 1.5–2.0 times the summary sodium sulfide consumption, to cut down running costs of pulp and depressant heating, and to improve molybdenum recovery with no negative effect on other parameters of the bulk concentrate selection. __________ Translated from Fiziko-Tekhnicheskie Problemy Razrabotki Poleznykh Iskopaemykh, No. 1, pp. 111–117, January–February, 2008.     

云南某低品位硫氧混合铜矿浮选试验研究

云南某低品位硫氧混合铜矿铜含量为1.03%,是主要有价金属,其中硫化铜占有率为71.67%,氧化铜占有率为28.33%,二氧化硅和氧化钙含量分别为43.26%和12.66%,硅酸盐和碳酸盐是主要的脉石矿物。通过系统的试验研究,确定采用异步浮选—分段硫化工艺,先选硫化铜再选氧化铜,硫化铜浮选采用丁基黄药作为捕收剂,石灰作为精选抑制剂,氧化铜浮选采用丁基黄药+丁铵黑药作为捕收剂,硫化钠为硫化剂,CMC作为精选抑制剂。两段粗选作业均不加抑制剂保证铜回收率,精选作业加入抑制剂提高铜品位,最终可获得铜品位为18.95%,铜回收率为66.27%的硫化铜精矿和铜品位为20.11%,铜回收率为19.87%的氧化铜精矿,铜总回收率为86.14%。     

某复杂难选铜硫矿铜硫分离试验研究

根据某复杂难选铜硫矿的矿石特征可知,该矿中氧化铜和可溶性铜盐含量较高,并经过测定浮选矿浆中含有大量的铜离子,致使铜硫分离更加困难。针对该矿石特点,确定的试验流程为优先浮选铜工艺,并通过条件试验确定了合理的工艺条件,有效的解决了该矿石浮选过程中大量铜离子致使铜硫难以分离的问题。在磨矿细度为-0.074 mm占75%条件下,采用石灰加硫化钠的组合抑制剂,经过优先浮铜,原浆选硫的铜硫分离浮选工艺流程,可以获得铜品位为16.21%,回收率84.21%的铜精矿,硫品位45.14%,回收率82.11%的硫精矿。     

磨矿因素对黄药在硫化矿浮选过程中分布的影响

以硫含量差别较大的3种含硫的铁矿石和纯黄铁矿为试样,研究了乙基黄药和丁基黄药在矿石浮选过程中,磨矿细度、磨矿介质及后续的浮选充气对药剂分布的影响。结果表明,采用钢棒介质磨矿,矿石表面的黄药分布率低,不利于黄药在其表面的吸附,而采用瓷球介质磨矿,矿石表面的黄药分布率高,有利于黄药在其表面的吸附;充气有利于矿石吸附黄药,可以提高矿石表面的黄药分布率,但采用瓷球介质磨矿后,充气对矿石吸附黄药的影响较小;磨矿介质对于纯黄铁矿吸附黄药的影响较小。     

Effect of clay minerals on pulp rheology and the flotation of copper and gold minerals

In this study, the effect of bentonite and kaolinite minerals with low and high crystallinity on pulp rheology and the flotation of copper and gold minerals was investigated. It was found that clay minerals modified the pulp rheology depending on the type of clay minerals present. Bentonite, a 2:1 structured clay mineral increased pulp viscosity more significantly than kaolinite, a 1:1 structured clay mineral, and poorly crystallized kaolinite increased pulp viscosity more than well crystallized kaolinite. It was also found that pulp rheology modified by clay minerals was strongly correlated with copper and gold flotation. The higher pulp viscosity corresponded to the lower copper recovery. While high pulp viscosity was related to the decreased gold flotation, slightly increased pulp viscosity by clay minerals enhanced gold flotation.     

矿物催化臭氧氧化乙硫氨酯的效率和矿化行为研究

浮选废水中残留固体悬浮物具有催化臭氧氧化作用,考察了四种硫化矿(黄铁矿、黄铜矿、方铅矿及闪锌矿)和四种非金属矿(石英、方解石、高岭土及蒙脱土)对臭氧氧化乙硫氨酯效率的影响及矿化行为。结果表明,矿物强化臭氧氧化乙硫氨酯降解效率高低顺序为方铅矿>黄铁矿>闪锌矿>黄铜矿(硫化矿)和高岭土>蒙脱土>方解石>石英(非金属矿),投加0.5 g/L方铅矿和高岭土后,乙硫氨酯降解速率常数分别提高了1.57倍和0.82倍,明显促进乙硫氨酯降解和中间产物的分解;降解后溶液pH值从10.0降至约8.0,氧化还原电位从-23 mV上升到约200 mV。矿物颗粒促进臭氧分解,生成更多强氧化性物种,提高降解效率,浮选废水中残留矿物颗粒是天然臭氧分解催化剂,可构成催化臭氧氧化体系。     

非洲某铜矿混合矿分选技术研究

以非洲某铜矿混合矿为研究对象,采用一次粗选、三次精选、两次扫选闭路浮选流程,对氧化率0.71%~13.28%的三个样品,进行了同等条件下的浮选效果对比试验,得出氧化率变化对浮选指标的影响规律,并针对因氧化率增高较多导致精矿铜回收率骤降23.73%的问题,进行了浮选条件优化试验,提出氧化率在较大范围内变化时,保持工艺流程不变,仅微调药剂制度即可保持产品指标稳定的技术途径,对组织现场生产的稳定运行具有重要的指导意义。     

响应曲面法优化某低品位硫化铅锌矿浮选

根据低品位硫化铅锌矿性质特点,采用响应曲面法对铅粗选进行分析,得到最优试验药剂用量:氧化钙2489.37 g/t、硫酸锌1098.78 g/t、丁铵黑药42.20 g/t,在该条件下,得到铅精矿中Pb品位39.03％,回收率36.78％,Zn品位9.26％,回收率1.87％,与优化结果基本一致.为进一步探索试验效果,根...