安徽某铜矿山浮选柱半工业试验

安徽某铜矿山现场采用优先浮铜-选铜尾矿磁选回收磁铁矿及磁黄铁矿-磁选尾矿浮选回收黄铁矿的工艺流程。浮选作业均采用常规浮选机,当原矿品位降低时,精矿铜品位难以达到设计指标。为提高铜精矿品位,在实验室试验的基础上,分别采用CCF型浮选柱和旋流-静态微泡浮选柱进行半工业试验。现场结果表明：采用浮选柱的精矿品位均高于同期现场精矿品位,其中CCF型浮选柱的精矿品位高达21.01%,比同期生产指标提高了2.9个百分点,旋流-静态微泡浮选柱的精矿品位为19.96%,比同期现场生产指标提高了1.05个百分点。说明CCF型浮选柱更适合于处理该矿石。     

浮选柱在微细粒锡石浮选中的应用研究

采用浮选柱对0.037~0.01 mm微细粒锡石进行了浮选试验研究,并对比了相同条件下浮选机和浮选柱的选别指标。结果表明,在给矿锡品位1.15%、浮选浓度30%条件下,经浮选柱一粗、一扫和一精作业,可获得锡品位25.50%、回收率82.46%的锡精矿;与浮选机相比,锡精矿品位可以提高8.0个百分点,回收率提高6.6个百分点。     

新疆某铜镍尾矿综合利用选矿试验

新疆某铜镍尾矿中尚含有0.2%左右的镍、0.1%左右的铜,同时还含有17%左右的铁和3%左右的硫。镍主要以镍黄铁矿形式存在,铜主要以黄铜矿形式存在,铁主要以磁铁矿形式存在,硫主要以磁黄铁矿和黄铁矿形式存在。为了给该尾矿中这些有价成分的综合回收提供依据,对该尾矿进行了再选试验。结果表明：采用铜镍浮选-硫浮选-铁磁选-磁选精矿再浮选脱硫的工艺流程,并在铜镍粗选时采用旋流喷射浮选柱、在铜镍精选前和磁选精矿脱硫前采用再磨手段,最终可获得铜、镍品位分别为1.21%和2.72%,铜、镍回收率分别为12.30%和16.59%的铜镍混合精矿,以及铁品位为65.12%、铁回收率为26.96%的铁精矿和硫品位为35.73%、硫回收率为87.54%的硫精矿。     

用电化学调控浮选方法提高某难选镍矿选矿指标

陕西某镍矿石属岩浆熔离型低品位硫化镍矿石,镍品位为0.53%。由于矿石中的主要脉石矿物蛇纹石和滑石易泥化、可浮性好,且有用矿物和脉石矿物难以充分单体解离,因此,现场采用3粗2扫1精1扫精、中矿顺序返回闭路流程仅能获得镍品位为5.12%、镍回收率为68.40%的镍精矿。为提高资源的利用率和企业的效益,对该矿石进行了电化学调控浮选试验。结果表明,以DHN为电化学调控剂,在磨矿细度和选矿工艺流程不变的情况下,获得了镍品位为5.20%、镍回收率为73.78%的镍精矿,与现场精矿比较,镍品位提高了0.08个百分点,但镍回收率大幅度提高了5.38个百分点。该提高精矿指标的方案不仅效果突出,而且便于在现场实施。     

高磁黄铁矿含量型硫化铜镍矿选矿试验研究

针对某硫化铜镍矿石磁黄铁矿含量高、铜镍品位低、嵌布粒度细的实际, 自主研发了适应该矿物浮选的高效选择性组合抑制剂及“铜镍硫混浮-精矿分离硫”新工艺。新药剂和新工艺闭路试验获得了铜品位2.69%、镍品位7.54%、铜回收率77.52%、镍回收率77.87%的铜镍混合精矿, 硫精矿硫品位34.25%。     

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。     

用旋流-静态微泡浮选柱反浮选磁选铁精矿

用旋流-静态微泡浮选柱和浮选机对某铁矿选厂含铁42.00%的低品位混合磁选铁精矿进行了提高精矿品位的反浮选对比小型试验,结果表明,同样是1次粗选,浮选柱精矿品位达67%左右,比浮选机高约3个百分点,但尾矿品位也较高。为此,对浮选柱进行了增设脉动磁系和稳流管的改进。改进后的浮选柱不仅保持了精矿品位高的优势,而且尾矿品位大幅度降低,1次粗选可使精矿品位达到67.85%,回收率为79.22%,而浮选机需经过一粗一精一扫3次选别才能获得与此相近的指标。     

柿竹园矿石中黑钨矿的柱浮选半工业试验

针对柿竹园多金属矿回收黑钨矿时浮选机浮选工艺存在的流程复杂、精矿品位较低问题,采用旋流-静态微泡浮选柱在现场进行了黑钨矿柱浮选半工业试验。试验结果表明,旋流-静态微泡浮选柱通过1次粗选、2次精选,所获黑钨精矿的品位为44.39%、回收率为86.82%,与现场1粗5精3扫浮选机生产相比,在省去3次扫选和减少3次精选的情况下,黑钨精矿品位提高11.45个百分点,同时回收率提高3.52个百分点。     

铜陵有色某选厂硫粗精矿连选试验

铜陵有色某选矿厂硫矿物以黄铁矿和磁黄铁矿为主,现场硫粗精矿经再选后,硫精矿全硫加全铁含量难以达到90%的目标要求,硫精矿经烧酸后所得红粉铁品位低,附加值不高,严重影响企业经济效益。为了实现硫精矿的提质降杂,根据黄铁矿可浮性较好,磁黄铁矿可浮性较差且具有弱磁性等性质特点,在试验室采用分步浮选工艺,即优先回收可浮性较好的黄铁矿,浮尾强磁—浮选回收磁黄铁矿的流程,实现了对黄铁矿和磁黄铁矿的高效回收。为进一步验证分步浮选工艺流程的合理性,在现场分出一部分硫粗精矿矿浆进行了连选试验,连选试验获得的总硫精矿含硫46.31%,全硫加全铁含量为91.60%,硫作业回收率为80.28%;连选试验现场硫精矿含硫39.67%,全硫加全铁含量为80.52%,硫作业回收率为73.94%。连选试验所得硫精矿全硫加全铁含量较现场高11.08个百分点,硫回收率较现场高6.34个百分点。连选试验结果为现场硫粗精矿再选工艺改造提供了技术及理论依据。     

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。     

改善赤铁矿磨矿效果的试验探索

为了提高选矿厂的浮选效率,获得较好的铅锌浮选指标,对选矿工艺流程进行考察,分别研究了矿浆pH、回水、原矿品位对铅锌浮选指标的影响。结果表明,矿浆pH值对铅浮选指标影响较小,矿浆pH过高抑制锌的浮选,铅锌粗选矿浆pH值为11左右时,铅锌浮选品位与回收率均最高;原矿铅锌品位增大铅锌精矿品位与回收率均显著增大,尾矿铅锌品位基本不变;在磨矿全采用回水时造成铅浮选泡沫发粘,分选效果差,铅浮选回收率下降,铅锌浮选中矿量大,使得浮选操作难控制;经分析铅锌浮选尾矿中多为连生体,需细磨铅锌才充分单体解离。     

含蛇纹石和磁黄铁矿的微细粒硫化铜镍矿选矿流程及抑制剂研究

以加拿大北部某蛇纹石和磁黄铁矿含量较高的微细粒硫化铜镍矿为研究对象,重点进行了铜镍分离抑制剂和磁黄铁矿抑制剂研究,铜镍分离采用石灰与BK536组合抑制镍矿物,镍精选采用BK521抑制磁黄铁矿,采用铜镍等可浮—镍浮选流程,获得铜精矿含镍为0.53%、铜回收率80.99%,镍精矿品位11.62%、镍回收率为69.69%的闭路试验指标。     

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。     

含磁黄铁矿的硫化镍矿开发利用新工艺研究

提出一种含磁黄铁矿的硫化镍矿开发利用新工艺,该工艺通过选矿的方法将含镍磁黄铁矿和镍黄铁矿分离,获得Ni品位为18.74%、Ni回收率为69.45%的高品位镍精矿和Ni品位为1.16%、Ni回收率为8.79%的低镍磁黄铁矿精矿,然后采用不同工艺处理这两种精矿产品。高品位镍精矿采用传统冶炼工艺,达到降低能耗、减少渣排放的目的;低镍磁黄铁矿精矿采用氧化焙烧—直接还原—磁选工艺生产镍铁产品,实现Ni、Fe资源的充分回收利用。     

六偏磷酸钠对低品位硫化铜镍矿浮选降镁的影响

某硫化铜镍矿MgO含量较高,采用常规药剂浮选时所得精矿MgO含量也较高,严重影响后续冶炼工艺。采用六偏磷酸钠为浮选调整剂,研究了六偏磷酸钠对硫化铜镍矿浮选降镁的影响。结果表明,六偏磷酸钠在一段、二段粗选的最佳用量分别为300g/t和100g/t,与不添加六偏磷酸钠相比,在此条件下的精矿镍回收率提高了0.99%,高精矿氧化镁品位降低1.5%,低精矿氧化镁品位降低3.80%。     

吉林某难选铜镍硫化矿石选矿试验

吉林某难选铜镍硫化矿石铜品位为0.19%、镍品位为0.42%。矿石中铜镍矿物共生密切,嵌布粒度微细。为给该矿石的开发利用提供依据,进行了铜镍混合浮选-分离浮选试验。结果表明：在磨矿细度为 -0.074 mm占80%条件下,以硫酸铜为活化剂、乙基黄药+丁铵黑药为捕收剂、2号油为起泡剂、CMC为精选抑制剂,经1粗3精2扫铜镍混合浮选获得铜镍混合精矿,铜镍混合精矿再磨至-0.038 mm占90%,以石灰为抑制剂、乙基黄药为捕收剂,经1粗3精2扫铜镍分离浮选,获得了铜品位为24.62%、铜回收率为79.04%、镍品位为0.73%、镍回收率为1.06%的铜精矿及镍品位为5.73%、镍回收率为75.85%、铜品位为0.11%、铜回收率为3.22%的镍精矿,实现了铜镍的有效综合回收。     

东鞍山含菱铁矿赤铁矿石分级浮选试验研究

东鞍山烧结厂矿石铁品位为32.45%,具有贫铁、高硅的特点,主要铁矿物为赤铁矿,主要脉石矿物为石英,同时含有少量的菱铁矿和磁铁矿,是一种含菱铁矿赤铁矿石。对磨矿细度为-0.074 mm占70%的产品筛分分析表明,随着粒度的增加,各粒级铁品位逐渐增大,铁矿物单体解离度逐渐减小。在该磨矿细度下进行分级浮选闭路试验,-0.074 mm粒级以柠檬酸为分散剂、氧化钙为活化剂、淀粉为抑制剂、KS-Ⅲ为捕收剂,+0.074 mm粒级以淀粉为抑制剂、十二胺为捕收剂,可获得精矿铁品位63.30%和铁回收率71.32%的浮选指标。与全粒级浮选相比,分级浮选可减弱微细粒矿物的黏附罩盖,提高浮选指标。     

某高镁低品位硫化镍矿石的选矿工艺研究

为解决甘肃某低品位、高泥、高镁难选硫化镍矿石分选中的矿泥影响问题,在工艺矿物学研究的基础上,采用预先浮选脱泥—泥砂分别浮选工艺回收镍,有效地降低了高镁含泥矿物对镍浮选的干扰。研究确定的全闭路流程获得的镍精矿1含镍 295%,镍回收率为462%;镍精矿2含镍585%,镍回收率为7738%;镍总回收率为8200%。该研究成果对高镁低品位硫化镍资源的开发利用具有借鉴意义。     

新疆某铜镍硫化矿铜镍回收试验

新疆某铜镍硫化矿石为矿物分布不均匀、粒度粗细不等、镶嵌关系复杂、并伴生有金的低品位原生铜镍硫化矿石。为高效回收矿石中的铜、镍,采用铜镍混浮再分离流程对该矿石进行了选矿试验研究。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占70%的情况下,采用1粗1扫3精铜镍混浮、1粗1扫2精铜镍分离、中矿顺序返回流程处理该矿石,最终获得了铜品位为22.36%、铜回收率为65.33%、含金115.00 g/t、金回收率为63.94%的铜精矿和镍品位为6.11%、镍回收率为71.25%的镍精矿。