含金高硫铜锌多金属硫化矿浮选分离试验研究

我国某难选铜锌多金属硫化矿,铜锌硫矿物共生关系密切,且次生硫化铜矿物的含量较高,致使铜锌硫矿物分离难度较大。依据矿石特性,试验研究采用一段细磨—铜锌硫等可浮—铜锌硫分离—锌浮选的工艺流程,使用石灰、TW、硫酸锌和亚硫酸钠组合药剂作锌矿物的抑制剂,使用选择性较好的Z-200作为铜矿物的捕收剂,实现了铜锌矿物的有效分离,试验室闭路试验获得的铜精矿品位23.23%、铜回收率91.45%,锌精矿品位49.53%、锌回收率85.36%,硫精矿品位44.25%、回收率59.16%,分离指标较为理想。     

氧化对铜硫矿物浮选影响的研究现状

大多数铜硫矿物表面易氧化,而氧化会对矿物浮选行为及药剂在矿物表面的吸附产生重要影响。目前,关于氧化对铜硫矿物浮选的影响,研究者开展了大量相关研究并取得了显著成果。从铜硫矿物表面氧化影响因素出发,重点分析了溶液性质、矿物晶格缺陷等因素对铜硫矿物表面氧化的影响机理。针对氧化后铜硫矿物浮选回收难度增加的原因进行了分析,一方面,氧化后铜硫矿物表面溶解产生的金属离子增加,会使铜硫矿物表面相互影响严重,造成铜硫矿物难以浮选分离;另一方面,铜硫矿物表面氧化产生的强亲水性的金属氧化物及氢氧化物则会严重减弱捕收剂的有效吸附,使铜硫矿物可浮性降低。基于此,从铜硫矿物表面氧化层脱落方法和氧化后铜硫矿物表面调控方法两方面论述了氧化后铜硫矿物浮选强化措施及其机理。最后,针对氧化后铜硫矿物浮选强化措施提出了相关建议,以期为实现氧化后铜硫矿物高效浮选回收提供借鉴。     

某铜钼矿合理选矿工艺的研究

针对某铜钼矿石进行了选矿合理工艺流程的研究。采用混合浮选铜钼硫粗精矿, 钼与铜硫分离后, 铜硫再分离的工艺流程, 可获得铜精矿品位21.40%、回收率83.48%, 钼精矿品位46.87%、回收率86.70%, 硫精矿品位45.16%、回收率77.91%的技术指标, 实现了铜、钼、硫矿物与脉石矿物的有效分离。     

含金铜硫矿石优先浮选与混合浮选对比试验

在对某含金铜硫矿石性质研究的基础上,采用优先浮选工艺与混合浮选工艺进行实验室小型闭路试验对比,探索两种工艺的最优流程与药剂制度,并对精矿、尾矿进行分析。结果显示优先浮选工艺在细度-74μm 90%时取得的指标最优,铜精矿品位为21.25%、回收率为91.62%、金品位为12.28 g/t、金回收率为70.26%;混合浮选工艺在磨矿细度为-74μm 80%时指标最优,与优先浮选工艺对比显示精矿铜品位下降2.10个百分点,回收率下降8.58个百分点,金品位下降2.47g/t,金回收率下降13.90个百分点。精矿指标显示优先浮选工艺明显优于混合浮选工艺,且优先浮选艺流程简单,操作过程稳定可靠,指标较好,药剂制度简单,易于控制,适用于生产。对类似的含金铜硫矿物浮选具有重要参考价值。     

某低品位铜锌矿浮选分离试验研究

针对湖南某地尾砂中铜、锌品位低,锌矿物可浮性好,铜锌分离难的问题,采用铜锌混合浮选、铜锌分离的工艺流程,以石灰、硫酸锌、亚硫酸钠为锌硫矿物的抑制剂,乙硫氮为铜矿物的捕收剂,实现了铜锌矿物的有效分离,以及资源的最大化利用,闭路试验获得了含Cu 17.94%、回收率61.47%的铜精矿,含Zn45.43%、回收率59.73%的锌精矿,该工艺为合理开发此类铜锌矿提供了技术支持。     

优先浮选与混合浮选工艺提高含金铜硫矿石回收率的对比试验

随着铜硫矿山资源的不断开采,入选矿石品位下降,矿石的组成和性质复杂、嵌布粒度细,共生关系密切。在对某含金铜硫矿石性质研究的基础上,采用优先浮选工艺与混合浮选工艺进行对比,探索两个工艺的最优流程与药剂制度,对精矿、尾矿进行分析,结果显示优先浮选工艺在细度-0.074mm 90%时取得的指标最优,获得铜精矿指标为：产率1.99%、品位21.25%、回收率91.62%、Au品位12.28g/t、Au回收率70.26%,硫精矿指标为：产率2.58%、品位49.59%,回收率54.47%;混合浮选工艺在磨矿细度为-0.074mm 80%时,获得铜精矿指标为：产率2.00%、品位19.15%、回收率83.04%、Au品位9.81g/t、Au回收率56.36%,硫精矿指标为：产率3.11%、品位39.14%,回收率51.85%。优先浮选艺流程简单,操作过程稳定可靠,指标较好,药剂制度简单,易于控制,适用于生产。对类似的含金铜硫矿物浮选具有重要参考价值。     

江西某铜硫矿石浮选工艺研究

江西某大型铅锌矿山在深部接替资源勘查中探获了资源量达到中型规模以上的铜硫矿石资源。为了合理开发利用该矿石资源,在矿石性质研究和探索试验基础上,采用铜硫混合浮选-铜硫分离浮选工艺对其进行了选矿试验。试验结果表明：原矿磨至-0.074 mm占75%后以石灰为pH调整剂、丁黄药为捕收剂、2号油为起泡剂进行1粗2扫混合浮选,所获混合精矿再磨至-0.038 mm占80%后以石灰为pH调整剂、LP-01为捕收剂进行1粗2精2扫抑硫浮铜分离浮选,可获得铜品位为14.22%、铜回收率为87.58%的铜精矿和硫品位为34.01%、硫回收率为80.84%的硫精矿,从而使矿石中的铜、硫得到较好的综合回收。     

某高硫难选铜矿石选矿试验研究

针对某高硫铜矿石、铜矿物嵌布粒度较细、硫矿物嵌布粒度较粗,铜矿物与白铁矿、黄铁矿等矿物共生关系密切等特点,采用混合浮选、混合精矿活性炭脱药分离、中矿再磨再选的分步选别工艺,取得了良好的选别指标。闭路试验获得了铜精矿铜品位为18.36%,铜回收率为91.29%;硫精矿硫品位为36.78%,硫回收率为86.60%的选别指标,铜精矿中金、银含量分别为4.39g/t和22.62g/t,达到了计价标准。     

含银铜硫矿石优先浮选工艺与混合浮选工艺对比试验

在工艺矿物学研究基础上,对某含银铜硫矿石进行了优先浮选与混合浮选工艺试验研究,经条件试验,确定了药剂制度并进行了实验室小型浮选闭路试验。试验结果显示,在磨矿细度-74μm占90%条件下,采用铜硫优先浮选工艺,经一次粗选两次精选两次扫选铜,可获得铜品位为20.17%、回收率为98.41%、银品位为277.9g/t、回收率为92.38%的铜精矿;经一次粗选两次精选两次扫选硫,获得硫品位37.11%、硫回收率43.76%的硫精矿。在磨矿细度-74μm占80%条件下,采用铜硫混合浮选工艺,经一次粗选三次精选两次扫选获得铜硫精矿,再经一次粗选一次精选一次扫选实现铜硫分离,铜精矿铜品位为20.03%、回收率为93.37%、银品位为259.5g/t、回收率为82.41%;硫精矿硫品位32.34%、硫回收率26.01%。优先浮选精矿铜、银品位及回收率高于混合浮选工艺,且优先浮选工艺过程稳定可靠,药剂制度简单,适合生产,对类似的含银铜硫矿石工艺流程的选择具有重要参考价值。     

内蒙古某难选铜锌硫化矿浮选分离试验研究

针对内蒙古某铜锌硫化矿中次生硫化铜矿物含量高、部分锌矿物与铜矿物之间共生关系密切和铜锌分离难的问题,试验研究采用铜锌等可浮、混合精矿再磨后铜锌浮选分离、锌浮选的工艺流程,以CY为调整剂消除矿石中次生铜矿物在磨矿过程中产生的铜离子对锌、硫矿物的活化作用,应用选择性好的铜矿物捕收剂WR,实现铜锌的有效分离。试验室闭路试验获得的浮选指标为:铜精矿中含铜25.28%、铜回收率为81.50%,含锌7.33%;锌精矿平均含锌44.38%,锌总回收率为82.57%。     

西藏某含金浸染状次生硫化铜矿石浮选回收铜金试验

西藏某浸染状次生硫化铜矿石铜品位为1.86%，原生硫化铜占总铜的15.05%，次生硫化铜占总铜的76.88%，主要铜矿物为斑铜矿、黄铜矿，其他金属矿物有黄铁矿、磁黄铁矿等；脉石矿物以石榴石、辉石、石英等为主。为了确定该矿石中铜、金的适宜回收工艺，进行了选矿试验。结果表明，矿石在磨矿细度为-0.074 mm占70%的情况下进行1粗2精快速浮选，1粗2扫常规浮选，快速精选1尾矿与常规粗选精矿合并再磨至-0.038 mm占80%的情况下进行1粗2精2扫铜硫分离，获得的快速浮选精矿铜品位为27.05%、金品位为8.28 g/t，铜、金回收率分别为60.79%、50.90%；常规浮选铜精矿铜品位为17.06%、金品位为5.02 g/t，铜、金回收率分别为29.81%、23.99%。快速浮选+常规浮选、快速精选1尾矿与常规浮选粗精矿再磨再选工艺流程既能避免铜矿物的过磨，保证铜的回收率，又可得到较高品位的铜精矿，获得较好的铜、金回收指标。     

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。     

秘鲁某高硫选铁尾矿综合回收铜铁金银新工艺试验研究

秘鲁某选铁尾矿中铜品位0.83％,铁品位24.04％,同时伴生一定的金、银,具有较高的综合回收价值.由于该尾矿的脱硫泡沫中的硫被活化,受铜矿物中次生铜离子对硫的活化作用以及海水中各种离子对铜浮选的干扰,使得选铁尾矿的回收具有一定的难度.针对上述问题,在矿石工艺矿物学研究的基础上,通过工艺流程探索,采用优先选铜-粗精矿再...     

内蒙古某铜锡硫化矿石选矿试验

内蒙古某铜锡多金属矿石铜品位为1.05%、锡品位为0.47%,主要杂质成分SiO2含量达62.31%。矿石中含铜矿物黄铜矿主要以不规则状存在于石英等脉石矿物中;锡石主要以自形-半自形粒状产出,粒间有黄铜矿等矿物交代。为给该矿石的开发利用提供依据,对其进行了选矿试验研究。结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm占75%时,以Y150为铜粗选捕收剂、D300为铜扫选捕收剂、2号油为起泡剂,经1粗2扫浮选可获得铜品位为3.12%、回收率为97.06%的铜粗精矿;铜粗精矿经4次精选2次精扫选,获得的铜精矿铜品位为16.30%、回收率为92.14%;浮铜尾矿经摇床1次重选,可获得锡品位为8.67%、回收率为75.91%锡精矿。     

弱碱性介质中提高永平铜矿铜金银回收率的研究

T 2K捕收剂与黄铜矿形成正配键和反馈键的能力很强,而与黄铁矿的作用弱。工业试验结果表明,T 2K捕收剂对硫化铜矿物具有优异的捕收能力和选择性,能在弱碱性介质中实现铜的优先浮选,克服黄药混浮工艺铜硫分离时高碱对部分铜、金、银的抑制。与黄药混浮工艺相比,T 2K全优先浮选工艺使铜精矿品位提高0 42%,铜回收率提高2 54%;硫精矿品位提高1 37%,硫回收率提高4 17%;铜精矿中金银回收率也分别提高3 73%和5 73%。     

某铜钼钨矿石选矿试验研究

对某含铜钼钨矿石进行了浮选分离工艺研究。该矿石为钨重选毛砂,除钨矿物外,还富含铜、钼等有价金属硫化矿物。根据矿石性质,采用铜钼混合浮选—铜钼分离的浮选工艺,综合回收矿石中的钨、铜、钼。铜钼混合浮选时,采用高效活化剂BK546,有利于矿石浮选脱硫,提高铜钼回收率,并减少钨的互含损失。闭路试验获得钼精矿含钼57.90%、铜0.68%、钼回收率96.44%;铜精矿含铜37.32%、回收率99.64%;钨精矿含WO₃ 68.12%、铜0.025%、钼0.005%、钨回收率97.30%。实现了矿石中钨、铜、钼的有效分离回收。     

提高德兴铜矿伴生金钼选矿指标的研究与实践

应用选择性较好的新型捕收剂和起泡剂,采用异步混合浮选新工艺,粗精矿与中矿分别再磨分选,解决了现场混合浮选生产工艺存在的综合回收金、钼等伴生矿物与铜硫分离条件的矛盾,显著地提高了伴生金、钼的选矿指标,并进一步优化了主金属铜的回收。新药剂、新工艺适应德兴铜矿的矿石性质,获得了巨大的经济和社会效益。     

某铜铅锌多金属硫化矿选矿试验研究

对某富含金银等贵金属的复杂铜铅锌多金属硫化矿进行了选矿试验研究。以BK916作铜捕收剂、BK906作铅捕收剂,采用铜优先浮选-铅浮选-锌硫混合浮选-锌硫分离工艺回收主要有价元素,获得了铜精矿铜品位24.26%、回收率58.21%,铅精矿铅品位70.75%、铅回收率86.55%,锌精矿锌品位51.53%、锌回收率89.44%,硫精矿硫品位39.84%、回收率38.03%的良好选矿指标;铜、铅、锌、硫4种精矿产品中金总回收率92.16%、银总回收率89.44%。     

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。     

阶段磨矿—异步浮选工艺回收某铜冶炼渣中的铜

铜火法冶炼渣中铜品位为5.23％,具有良好的回收利用价值.原矿中铜矿物主要为冰铜和金属铜,脉石矿物主要为铁酸盐和铁橄榄石,还有大量的玻璃相.玻璃相的存在为选矿带来不利的影响.对该冶炼渣采用阶段磨矿—异步浮选工艺,在较粗的磨矿细度下优先回收可浮性较好的粗颗粒铜矿物,获得含铜45.36％、铜回收率81.65％的铜精矿,浮选...