某高镁铜镍矿石浮选试验

某高镁铜镍矿石含镍0.76%、铜0.16%、氧化镁25.12%,铜矿物主要为黄铜矿,镍矿物主要为镍黄铁矿,脉石矿物主要有透闪石、滑石、蛇纹石,橄榄石、透辉石及绿泥石等少量,有害杂质组分滑石、蛇纹石及绿泥石等的含量高达42%。矿石中铜、镍的氧化率均较低,原生硫化铜占总铜的87.50%,硫化镍占总镍的98.68%。为获得低镁铜镍混合精矿,进行了选矿试验。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占70%的情况下,采用2粗2扫2精,精选1尾矿连续2次精扫选,精选2尾矿与精扫选1精矿合并返回,其他中矿顺序返回流程处理,可获得铜品位为2.28%、镍品位为11.81%、铜回收率为70.37%、镍回收率为76.20%、氧化镁含量仅为4.38%的铜镍混合精矿,产品达到一级品质量标准(镍品位大于10%,氧化镁含量小于6%);抑镁效果取得成功的关键在于在精选段添加了北京矿冶研究总院研制的含镁脉石矿物的高效抑制剂——改性CMC(总添加量为480 g/t)。试验流程具有稳定、低药耗、高效等优点,适合该矿石的处理。     

含镁脉石矿物的选矿降镁研究现状及进展

蛇纹石、绿泥石和滑石等含镁硅酸盐矿物常与有价金属矿物共生,在浮选分离过程中这类脉石矿物难以被抑制,造成精矿镁含量超标而对冶炼产生极大影响,因此如何实现高效选矿降镁是业界亟待解决的难题。首先从选矿降镁工艺开发和浮选降镁抑制剂作用机理两方面总结了降镁的研究现状,归纳了常见含镁硅酸盐脉石矿物蛇纹石、绿泥石和滑石的结构及其表面特征,进一步从不同角度分析了含镁脉石难分离和难抑制的原因,对选矿降镁技术的发展趋势作了展望,以期为选矿降镁提供一定的参考和借鉴。     

含镁脉石矿物的选矿降镁研究进展

蛇纹石、绿泥石和滑石等含镁硅酸盐矿物常与有价金属矿物共生,在浮选分离过程中这类脉石矿物难以被抑制,造成精矿镁含量超标而对冶炼产生极大影响,因此如何实现高效选矿降镁是业界亟待解决的难题。本文首先从选矿降镁工艺开发和浮选降镁抑制剂作用机理两方面总结了降镁的研究现状,归纳了常见含镁硅酸盐脉石矿物蛇纹石、绿泥石和滑石的结构及其表面特征,进一步从不同角度分析了含镁脉石难分离和难抑制的原因,对选矿降镁技术的发展趋势作了展望,以期为选矿降镁提供一定的参考和借鉴。     

低品位铜镍矿石高效分选及综合回收试验研究

某低品位铜镍矿含镍0.50%,含铜0.15%,金、银的含量较低,含镁较高。脉石矿物中含有大量可浮性较好的蛇纹石、滑石等钙镁矿物,同时原矿中镍氧化率较高,属于难选低品位铜镍矿石。为高效综合回收有价金属资源,对该矿石进行了选矿工艺试验研究。在“铜镍混浮－铜镍分离”的流程结构以及磨矿细度-74μm占75%的条件下,铜镍混浮添加酸化水玻璃配合CMC 共同作脉石矿物的抑制剂,强化脉石矿物的抑制,采用硫酸铜活化镍矿物,选择捕收能力较强的戊基黄药作捕收剂;对于铜镍混合精矿添加活性炭进行脱药,石灰抑制镍矿物,实现铜镍矿物的分离。全流程闭路试验可以得到含铜28.84%、铜回收率74.18%,含镍0.62%、镍回收率0.41%,含金3.30g/t、含银70g/t的铜精矿,含镍6.61%、镍回收率81.80%,含铜0.40%、铜回收率19.27%的镍精矿,铜镍分离效果较好。铜精矿中的金银均达到计价标准,且铜精矿达到了二级品的标准。“铜镍混浮－铜镍分离”工艺实现铜镍矿物的高效分离,减少铜、镍精矿中的互含,同时将贵金属金、银尽可能富集在铜精矿中,实现有用矿物最大限度的回收。     

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。     

某硫化铜镍矿选矿过程产品工艺矿物学研究

在采用光学显微镜分析的基础上,结合运用扫描电镜、X射线能谱、X射线衍射、ICP和化学物相分析等较系统地分析了某硫化铜镍矿选别过程产品,包括一、二段原矿,一、二段精矿和尾矿中产品矿物组成及其主要矿物的单体解离等。结果表明,铜镍矿原矿中约10%的镍和5%的铜元素以氧化态存在,微量硫化相镍、相对较多的硫化相铜是分布于氢镁硫铁矿和墨铜矿中,难以被浮选捕收;精矿中的氧化镁主要来自蛇纹石、橄榄石、滑石、绿泥石、透闪石、透辉石,相对较粗颗粒与硫化物不能有效解离,控制相对较粗粒级中氧化镁的单体解离及单体矿物的上浮,控制微细粒氧化镁矿物的夹杂捕收,是降低精矿氧化镁的关键。     

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。     

某难选铜镍硫化矿选矿试验研究

某铜镍矿含铜0.23%、镍0.42%,属低品位硫化矿石。矿石中铜矿物大部分为黄铜矿,镍矿物主要为镍黄铁矿,其他金属矿物主要为黄铁矿、磁黄铁矿、磁铁矿。脉石矿物主要有橄榄石、辉石、斜长石、透闪石等。矿物学研究表明,该铜镍矿呈典型的浸染状构造,影响铜镍回收的主要矿物学因素是矿石中黄铜矿、镍黄铁矿的产出形式较为复杂、嵌布粒度较细、形态不甚规则。根据该矿石性质,采用BK303新型高效捕收剂,CMC作脉石矿物抑制剂,通过“两粗两扫三精-粗精矿再磨-中矿顺序返回”的工艺流程,成功实现了铜镍的高效浮选回收,闭路试验获得了铜品位3.29%、镍品位5.32%,铜回收率81.78%、镍回收率71.53%的铜镍混合精矿,取得了良好的浮选指标。     

抑制剂CMC在青海某硫化铜镍矿浮选中的应用

青海某硫化铜镍矿滑石化强蚀变现象较多,脉石矿物以辉石、橄榄石、滑石等钙镁硅酸盐矿物为主,浮选过程存在混合精矿镍、铜品位较低,氧化镁含量偏高的问题。针对这一问题,试验研究采用CMC为抑制剂使镁硅酸盐矿物得到了很好的抑制,确定精选添加CMC用量为300g/t,闭路试验获得了精矿镍、铜品位分别为5.94%、1.18%,回收率分别为82.23%、79.93%的选别指标,氧化镁含量从优化前的15.05%降至2.93%。     

鞍山式铁矿重选精矿工艺矿物学研究

随着辽宁某选厂重选精矿的铁品位变低,其已不能作为精矿产品汇入总精矿,为给该选厂工艺流程改善提供指导,从化学组成、元素赋存状态、矿物组成、矿物间的嵌布关系及连生关系等方面,对重选精矿进行了工艺矿物学研究。结果表明：重选精矿铁品位为60.62%,铁主要赋存于赤铁矿和磁铁矿中,主要的脉石矿物为石英;铁主要分布在-0.074 mm粒级,铁在该粒级分布率高达84.47%,TFe品位64.52%,只有通过细磨才能实现铁矿物与脉石的较好解离;在有用矿物与脉石的连生体中,以赤铁矿与脉石结合形成的连生体为主,其次为磁铁矿、赤铁矿与脉石矿物结合形成的连生体;随着粒度变细,试样中赤铁矿和磁铁矿的单体解离度快速提高,尤其在-0.045 mm粒级产品中,绝大多数赤铁矿和磁铁矿颗粒完成了单体解离;赤铁矿和磁铁矿的浸染粒度以中粒、细粒嵌布为主,中粒级试样中脉石含量仍较高,细粒赤铁矿和磁铁矿含量较高,铁主要赋存在-0.074 mm粒级中。建议采用细筛分级-载体浮选工艺进行试验研究,即重选精矿筛上返回再磨,筛下产品进入浮选,背负细粒磁选精矿完成回收。     

铜镍硫化矿浮选中镁质硅酸盐矿物的抑制途径

分析了铜镍硫化矿中MgO脉石矿物的晶体结构、理化性质及其与可浮性的关系,总结了铜镍硫化矿浮选中含镁脉石矿物进入浮选精矿的可能途径及对策,着重介绍了含镁脉石矿物表面活化离子的作用及消除机理,最终得出采用高效金属离子络合剂对矿物表面进行清洗预处理,恢复矿物的原本浮游性,再用选择性抑制剂抑制含镁脉石矿物,将是处理含镁硅酸盐铜镍硫化矿物的有效途径的结论。     

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。     

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。     

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。     

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。      

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。