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。      

云南某铜矿石浮选试验

云南某铜矿石铜品位为2.54%、银品位为76.24 g/t,有害元素砷含量低。矿石中以游离氧化铜形式存在的铜占总铜的42.31%;以结合氧化铜形式存在的铜占总铜的10.84%,这部分铜较难回收;以原生硫化铜形式存在的铜占总铜的38.58%,这部分铜较易回收。为开发利用该矿石,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78.91%条件下,以碳酸钠为调整剂、水玻璃为脉石抑制剂、丁基黄药为捕收剂、2号油为起泡剂经1粗3精流程进行硫化铜浮选,硫化铜浮选尾矿以D²为活化剂、硫化钠+硫酸铵为调整剂、丁铵黑药+异戊基黄药为捕收剂、2号油为起泡剂经1粗3精2扫氧化铜浮选,获得了铜品位为21.16%、铜回收率为78.70%、银品位为568.35 g/t、银回收率70.38%的铜精矿,可以为该矿石资源的开发利用提供技术依据。矿石中含有10.84%的结合氧化铜是造成精矿铜回收率较低的原因。     

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,浮选尾矿再磨后回收细粒级的铜矿物,获得含铜13.65%、铜回收率13.74%的综合铜精矿,综合铜精矿含铜33.99%,含金3.42 g/t,含银79.17 g/t,铜回收率95.40%,金回收率85.94%,银回收率81.17%,该冶炼渣中的铜、金和银均得到较好的回收。      

高效捕收剂ZA在铜硫分离浮选中的应用

西南某多金属硫化矿主要有价元素为铜、锡、硫,铜品位为1.05%、锡品位为0.28%、硫品位为7.19%,伴生银品位为13.20 g/t。铜主要以硫化铜形式存在,占有率为93.60%。现场采用铜硫混合浮选-铜硫分离浮选、浮选尾矿摇床重选选锡的浮重联合流程综合回收矿石中的铜硫银锡（银进入铜精矿）,存在石灰用量偏大,碱度高,铜和银回收率偏低的问题。为探索低碱度浮选回收铜银的可能性,以复配药剂ZA为铜矿物捕收剂进行了试验研究。结果表明：将磨矿细度为-0.074 mm占75%条件下以硫酸铜为活化剂、丁基黄药为捕收剂,经1粗2精2扫铜硫混合浮选获得的铜硫混合精矿,以石灰为抑制剂在再磨细度为-0.043 mm占85%、pH=10.5的低碱条件下经1粗3精2扫铜硫分离,最终获得了铜品位为25.16%、银品位为212.2 g/t,铜、银回收率分别为91.75%、61.18%的铜精矿及硫品位35.32%、硫回收率79.08%的硫精矿,有效地实现了矿石中铜银硫的分离富集回收,尤其是强化了游离银的选矿富集。试验结果对伴生贵金属硫化矿中贵金属的综合回收具有借鉴意义。     

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。     

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。     

某铜铅锌多金属硫化矿石浮选分离试验

某铜铅锌多金属硫化矿石矿物组成复杂,金属矿物主要为黄铜矿、方铅矿、闪锌矿、黄铁矿、褐铁矿,微量菱锌矿、白铅矿、黝铜矿、铅黄,脉石主要为长石、石英,少量方解石、绢云母等。为开发利用该矿石,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70.92%条件下,经1粗2精2扫铜铅混合浮选、混合精矿经1粗2精2扫铜铅分离浮选、混合尾矿经1粗2精2扫选锌闭路流程试验,获得的铜精矿铜品位为23.59%、银品位为1 659.66 g/t,铜回收率为86.49%、银回收率为76.39%;铅精矿铅品位为50.35%、铅回收率为63.33%;锌精矿锌品位为50.56%、锌回收率为86.02%,铜铅锌矿物得到有效分离和回收。     

某白钨矿伴生多金属硫化矿选矿试验研究

某白钨矿共伴生有可综合回收的铜、银等多金属硫化矿,但该白钨矿矿物组成复杂,且各目的矿物嵌布粒度有差异性,分选难度大。根据原矿工艺矿物学特点,采用强磁选-浮选工艺综合回收该白钨矿多金属硫化矿,其中强磁选预选可抛掉51.34%的磁性脉石,能有效降低后续浮选难度和药剂耗量。强磁选-浮选工艺闭路试验获得了铜品位22.61%,铜回收率78.93%的铜精矿,银品位9185.50 g/t,银回收率29.86%的银精矿,研究成果为此类白钨矿共伴生铜、银矿物的综合回收提供了基础依据。     

河南某冶炼铜渣浮选回收铜的实验研究

河南某冶炼铜渣中铜含量为4.78％,具有很高的回收价值.针对该铜渣的性质,重点考查了磨矿细度、矿浆PH、捕收剂用量及流程结构等因素对该铜渣选铜的影响.实验结果表明:在磨矿细度为-43μm 80％,丁基黄药粗选用量60 g/t,扫选Ⅰ和扫选Ⅱ用量30 g/t的条件下,采用一粗两精两扫的浮选流程,闭路实验获得精矿铜品位为24.94％,回收率为95.52％的浮选指标,实现了铜渣中铜资源的有效回收.     

青海某低品位铜钼硫化矿浮选分离试验

青海省某铜钼硫化矿石为低品位铜、钼混合矿石,铜、钼品位分别为 0. 30%、0. 041%。 矿石中铜、钼矿物 嵌布粒度粗细不均匀,主要钼矿物为辉钼矿,辉钼矿嵌布粒度微细,-0. 02 mm 粒级占有率为 34. 97%,石英等硅酸盐 类脉石矿物包裹了部分辉钼矿,钼矿物与铜矿物及脉石矿物密切共生。 采用铜钼混合浮选—铜钼分离浮选—钼粗精 矿再磨再选的工艺流程,进行了磨矿细度、再磨细度以及浮选药剂用量的试验研究。 结果表明,在磨矿细度为-0. 074 mm 占 70%时,以石灰为抑制剂、水玻璃为分散剂、柴油和 Z-200 为捕收剂,经 1 粗 2 精 1 扫铜钼混合浮选,混合浮选精 矿以硫化钠和巯基乙酸钠为抑制剂、柴油为捕收剂进行铜钼分离粗选,钼粗精矿再磨至-0. 037 mm 占 60%,经 5 次钼 精选,铜粗精矿经 1 次扫选,闭路试验获得了钼品位为 40. 75%、钼回收率为 44. 24%的钼精矿以及铜品位为 16. 38%、 铜回收率为 79. 96%的铜精矿,较好地实现了铜钼资源的有效回收。     

某氧化铜银矿浮选试验研究

对云南某氧化铜银矿实验室小型试验研究表明,采用新型捕收剂LW61作为氧化铜捕收剂浮选,铜精矿中铜回收率为74.59%,铜品位15.21%,含银1 035.24 g/t,银回收率65.29%,该指标比较理想。     

新疆某低品位难选氧化铜矿选矿试验研究

新疆某氧化铜矿含铜0.84%, 氧化率高达78.81%, 属含泥量高的低品位难选氧化铜矿。为回收利用该矿石资源, 对其进行了选矿工艺条件与工艺流程试验研究。结果表明, 采用硫化浮选法可有效回收该氧化铜矿, 在磨矿细度-0.074 mm粒级占75% 的条件下, 以水玻璃作为矿泥分散剂、Na₂S作为氧化铜活化剂、戊基黄药+B130+25^#黑药作为组合捕收剂、2^#油作为起泡剂, 经过二粗三精二扫闭路浮选流程, 最终得到铜品位19.47%、回收率78.19%的铜精矿。     

铜渣高温浮选药剂遴选与药剂制度优化研究

某铜渣硬度大、磨矿时间长,导致浮选矿浆温度过高以及浮选药剂分解,影响铜的回收,为此,对该铜渣进行了特性分析、捕收剂种类遴选及药剂制度优化研究.结果表明:以ZJ101为捕收剂,采用一粗三扫浮选流程,在ZJ101用量40+20+10+5 g/t条件下,可获得铜品位25.95％、铜回收率93.36％的指标,实现了高温体系下铜...     

易门铜冶炼渣选铜试验

易门铜冶炼渣成分复杂,铜品位为1.83%,主要铜矿物为硫化铜,占总铜的94.54%。为高效回收其中的铜,进行了选矿试验研究。结果表明,在磨矿细度为-0.045 mm占90%的情况下,采用1粗3精2扫、中矿顺序返回浮选流程处理该试样,可获得铜品位为18.27%、含银76.20g/t、铜回收率为84.86%、银回收率为44.06%的铜精矿。试验确定的选矿工艺流程较简单,不仅对铜有较好的回收效果,而且综合回收了其中的银,是该试样中铜的理想回收工艺。     

采用酯类捕收剂PZA提高铜、银回收率的选矿试验研究

在某硫化铜矿浮选过程中,进行了酯类捕收剂PZA与丁基黄药、丁基铵黑药、Z200等对比研究,发现PZA对铜、银具有良好的选择性,与丁基黄药组合效果更佳。原矿铜、银品位分别为0.28%和8.50g/t情况下,采用铜硫混合浮选—铜硫分离工艺流程,最终获得了铜精矿Cu品位21.58%、回收率83.94%,Ag品位500.10g/t、回收率62.99%的技术指标,较好的实现了银在铜精矿的定向富集。     

高银砷铜粗精矿提质降杂浮选试验研究

以云南某高银高砷铜粗精矿为研究对象,研究了磨矿细度、脱药剂、抑制剂、捕收剂等对铜砷分离的影响。采用有机抑制剂与无机抑制剂组合抑制毒砂,选择性捕收剂强化回收银矿物,进行了提质降杂浮选研究。在给矿铜、砷、银品位分别为1.71%、7.54%和41.46 g/t条件下,可以获得铜精矿中铜品位和回收率分别为19.16%和80.31%、银品位和回收率分别为268.22 g/t和46.37%、砷含量0.81%的指标。     

黑铜渣氧压硫酸浸出脱铜脱砷实验研究

在硫酸体系中通氧加压浸出黑铜渣,结果表明,在硫酸质量浓度180 g/L、浸出温度140 ℃、氧分压0.8 MPa、液固比8 mL/g、浸出时间3 h、搅拌速度600 r/min、黑铜渣粒径178 μm的较优工艺条件下,黑铜渣中Cu、As和Ni浸出率分别为97.59%、95.42%和98.37%,Sb、Bi浸出率分别仅为6.78%和2.31%,实现了黑铜渣中Cu、As、Ni的高效脱除,浸出渣中锑、铋、银等有价金属得到高度富集。     

新疆某金矿氰化尾渣回收铜的试验研究

新疆某金矿氰化尾渣含Cu0.29%、Pb0.27%、Zn0.66%、Au0.65t/g、Ag6.2t/g,铅锌氧化较严重而难于回收,铜为主要回收对象,进行了药剂制度和浮选条件的探索试验研究。在一粗一扫二精的条件下,选用Na2SO3+ZnSO4为锌硫矿物的抑制剂、PAC为铜矿物捕收剂,获得了铜品位15.27%、铜回收率80.55%,铜精矿中金品位8.32g/t,回收率23.46%;银品位129g/t,回收率37.69%的指标,实现了尾渣中铜矿物的综合回收。     

某铜冶炼渣选矿工艺优化试验研究

在现场工艺流程试验的基础上, 对某铜冶炼渣选矿工艺流程和条件进行了优化试验。在粗磨细度-0.045 mm粒级占75%、丁基黄药为捕收剂、Na₂S为活化剂、中矿不再磨条件下, 闭路流程试验获得的铜精矿品位为34.47%, 回收率为92.61%。相比于现场工艺流程, 可简化工艺流程, 降低生产成本, 提高浮选指标, 增加总效益。