复杂硫化矿浮选分离的现状及趋势

一、前言铜铅锌及硫铁矿共生的复杂硫化矿分离是浮选研究的重大难题。其主要原因在于:第一,在矿床的成因方面,硫化矿之间常致密共生或呈细粒浸染状结构;第二,金属离子的存在增加了多金属硫化矿分离的困难,特别是铜离子活化的闪锌矿具有接     

西北某低品位汞锑尾矿选矿试验研究

西北某汞锑矿尾矿库中堆存有大量的低品位汞锑尾矿,针对该尾矿中汞锑矿物嵌布粒度微细,且共生关系密切,汞锑品位低于综合回收边界品位,矿石性质复杂等特点,采用汞锑混浮—再磨脱药—汞锑分离的浮选工艺流程,研发应用新型锑矿混合浮选捕收剂A83,强化了低品位复杂汞锑资源的高效综合回收,应用混合精矿再磨脱药工艺,实现了低用量重铬酸钾条件下汞锑矿物的高效分离。在原矿(汞锑尾矿库尾矿)汞品位0.084%、锑品位0.21%的条件下,小型闭路浮选试验获得汞精矿中汞品位46.89%、汞回收率50.243%,锑中矿中锑品位15.01%、锑回收率47.17%的较好指标。     

复杂铅锑银锌多金属硫化矿浮选分离工艺研究

针对广西复杂铅锑银锌多金属硫化矿,在工艺矿物学研究的基础上,进行了“铅锑银优先混浮-锌硫混浮及分离”和“铅锑银硫混浮及分离-锌浮选”工艺流程的对比研究。结果表明,在弱抑制条件下,采用硫酸锌 亚硫酸钠作抑制剂,乙硫氮作捕收剂,“铅锑银硫混浮及分离-锌浮选”工艺流程可实现铅锑银硫与锌的有效分离;铅锑银硫混合精矿经再磨处理,采用少量石灰作抑制剂,可实现铅锑银与硫的有效分离;闭路试验获得了含铅67.80%、含银2606.17 g/t、含锑5.01%的铅精矿,铅、银、锑回收率分别为91.08%、77.46%和62.42%;含锌51.40%、含银295.48 g/t的锌精矿,锌、银回收率分别为87.29%和6.55%;含硫49.95%的硫精矿,硫回收率41.29%。     

节省石灰用量合理方案探讨(摘要)

长坡选矿厂采用重-浮-重联合流程处理锡石多金属硫化矿。浮选系采朋混合-优先流程回收铅、锌、硫及砷等硫化矿物。硫化矿分离浮选采用无氰工艺,即用石灰抑制黄铁矿、脆硫锑铅矿和毒砂,在pH12下浮锌;在相同pH条件下,以乙硫氮为捕收剂,辅以少量2号油浮铅,分离浮选的槽内产品为     

一种无二氧化硫的有色金属冶炼方法--有色金属硫化矿及含硫物料的还原造锍熔炼

提出一种无二氧化硫排放的有色金属冶炼方法.将有色金属硫化矿或硫化矿精矿或它们的含硫物料与造锍剂、还原剂、添加剂磨碎混合,然后在1000～1300℃的温度下进行还原造锍熔炼.该方法在无二氧化硫生成的情况下一步炼制有色金属粗金属或合金,产出锍、炉渣和烟尘,同时回收金、银等贵金属,具有流程简单、回收率高、成本低等优点.此方法适合于铅、锑、铋的单一硫化矿或精矿、铅-锑、铅-锌、及铜-铅-锌及铜-锌复杂硫化矿或精矿以及这些金属的含硫富集物的无污染冶炼,更适合从含金黄铁矿烧渣中回收贵金属.     

汞锑矿浮选活化剂作用的研究

根据热力学计算和俄歇电子能谱测试结果,讨论了铜、铅等盐类活化剂在汞锑矿浮选中的作用。铜铅等盐类的离子可很好的活化辉锑矿,而对辰砂的活化效果甚微。选用适当的抑制剂抑锑浮汞将成为汞锑浮选分离的一条有效途径。     

在浮选分离汞锑中降低重铬酸钾用量的工业试验

利用矿山日处理 150 t原矿的选矿厂 ,以小型试验研究为依据 ,进行了浮选分离汞锑中降铬工艺的工业试验研究。经连续运转 ,最终获得了稳定的汞锑分离工业生产指标。本次工业试验 ,降低了生产成本 ,减少了对环境的危害 ,技术指标较好 ,具有显著的经济效益和社会效益     

铜锌硫化矿分离工艺现状

铜、锌是工业生产中必不可少的金属,具有很高的工业应用价值。但是由于被活化的闪锌矿与铜矿物可浮性相似等原因,铜锌硫化矿分离一直是选矿界的一大难题。铜锌硫化矿分离工艺最常用的是优先浮选,其次是混合浮选、部分优先-混合浮选等;对于单一浮选无法处理的矿石,可用选冶联合工艺、生物浸出法等;电位调控浮选、加温浮选、等可浮也是铜锌硫化矿分离的有效途径。     

辉锑矿新型捕收剂

浮选辉锑矿一般多采用硝酸铅活化、黄药捕收的方法。这种方法容易导致锑精矿中含铅超标。本文比较系统地介绍了辉锑矿浮选的9种捕收剂,其中国外试用的新型捕收剂有四甲基秋兰姆化二硫、邻-硝基苯硫代氯酸、二乙胺基苯汞醋酸、硫化环烷酸等,用它们浮选辉锑矿,不需要重金属离子预先活化,克服了用硝酸铅活化的弊病,对我国辉锑矿浮选药剂制度的改革有参考意义。     

福建某钨矿伴生硫化矿钼铜铋分离试验研究

福建某钨矿采用重选方法回收,所得重选毛砂采用混合浮选方法脱除伴生的硫化矿,产出合格钨精矿;而脱除出来的伴生硫化矿含Mo 2.20%、Cu 2.59%、Bi 1.22%、S 40.31%,有用组分多、性质复杂、药剂残留多,分离难度大。长期以来,该矿采用钼浮选-铜浮选-铋重选工艺回收其中的钼、铜和铋,金属互含高、品位和回收率低。为了充分利用该钨矿伴生硫化矿资源,进行了详细的选矿试验研究,最终采用钼浮选-铜浮选-铋浮选工艺流程,其中钼使用硫化钠抑制后加煤油选钼、铜采用石灰抑制后用TL-1捕收剂选铜、铋采用硫酸铝活化后用乙硫氮选铋,可大幅度提高钼、铜和铋的回收率,其闭路试验指标为：钼精矿含Mo 50.16%、回收率94.48%,铜精矿含Cu 20.49%、回收率90.08%,铋精矿含Bi 20.29%、回收率59.59%。该工艺可实现钨矿伴生硫化矿钼铜铋的高效分离,提高硫化矿资源综合利用率。     

湖南某辉锑矿石无铅活化浮选试验

针对传统选锑活化剂硝酸铅所存在的诸多问题,对锑品位为3.18%、硫化锑占总锑的95.60%的湖南某锑矿石进行了无铅活化浮选试验。结果显示,矿石在磨矿细度为-74μm占89.30%的情况下,以硫酸铜+硫酸铁+硫酸亚铁(质量配合比为1∶1∶1)为活化剂,以丁基黄药+MA-1(质量配合比为2∶3)为捕收剂,采用1粗3精2扫、中矿顺序返回流程处理,获得了锑品位为46.15%、回收率为95.04%的锑精矿,表明硫酸铜+硫酸铁+硫酸亚铁是辉锑矿浮选的良好无铅活化剂。     

浅谈矽卡岩铜矿床特征及其难选矿石浮选技术

本文重点阐述了矽卡岩铜矿矿床成因和矿床特征、难选矽卡岩铜矿的工艺矿物学特点和难选矽卡岩铜矿的浮选技术。指出应加强研究矿床学理论与选矿学理论的内在联系,尤其是将矿床物理化学特征与浮选理论相结合,对于浮选工艺流程制定具有重要的宏观指导意义。矽卡岩铜矿床相比其他铜矿床类型而言,矿体连续性差,矿物组成成分复杂,杂质元素较多,脉石矿物对于浮选的影响较大,且有中细粒嵌布结构,总体上相对难选一些。针对难选矽卡岩铜矿,浮选研究中应重点考虑磨矿流程的制定、铜硫分离、铜与易浮脉石分离等问题。     

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。     

含金铜硫矿石浮选分离工艺的研究

含金铜硫矿石的浮选分离受磨矿细度、捕收剂、调整剂等许多因素的影响,作者针对各矿物的不局浮选特性,制订了优先浮选工艺流程,使铜、金、硫矿物在适宜的条件下进行了浮选分离,获得了较好指标。试验根据铜硫矿物之间可浮性差异,采用石灰与ＣＰ组合抑制剂,成功地实现了铜硫的浮选分离,获得了较高质量的铜精矿,使铜、金的浮选指标高于现厂生产指标,并解决了企业由于铜精矿品位低而难于销售的困难。     

贵州某高砷锑矿石选矿试验

贵州某高砷锑矿石锑含量为0.61%、砷含量为1.02%,锑主要以辉锑矿形式存在,砷主要以毒砂形式存在。为给该矿石中锑、砷回收提供技术依据,对其进行了选矿试验。抑锑浮砷、锑砷混合浮选再分离、浮锑抑砷原则流程对比试验结果表明,浮锑抑砷工艺流程指标较好。在磨矿细度为-0.074 mm占92.78%条件下,采用浮锑抑砷工艺流程选锑,以水玻璃为抑制剂、硝酸铅为活化剂、丁铵黑药+乙硫氮为捕收剂、2号油为起泡剂,经1粗1精优先选锑,获得了锑品位为57.49%、回收率为79.52%的锑精矿,砷含量为0.54%,选锑尾矿经1粗2精2扫浮选流程选砷,获得的砷精矿砷品位为10.17%、金品位为29.16 g/t、砷回收率为82.79%、金回收率为80.98%,砷精矿中锑品位为1.04%,实现了砷锑的高效分离回收。     

安徽某铜硫矿选矿工艺流程多方案对比试验研究*

安徽某铜硫矿石原矿Cu含量为0.85%、S含量为15.23%,目前生产上采用的铜硫等可浮出快铜—中矿再磨—铜硫分离流程指标不理想。为了改善分选指标,开展了铜硫混浮粗精矿再磨脱脉石—铜硫分离闭路流程、铜硫混浮出快铜—中矿再磨脱脉石—铜硫分离闭路流程以及铜硫混浮出快铜—中矿再磨—优先浮铜—铜尾浮硫闭路流程浮选效果对比试验,并从浮选指标、浮选药剂成本、现场浮选过程稳定性、选厂改造程度等多方面进行了比较分析,认为铜硫混浮出快铜—中矿再磨—优先浮铜—铜尾浮硫工艺为最佳工艺。     

俄罗斯某富砷锑矿石浮选试验

俄罗斯某富砷锑矿锑品位为8.78%、砷含量为1.40%。锑主要以辉锑矿的形式存在,砷主要以毒砂的形式存在,毒砂嵌布粒度微细,少量辉锑矿存在于毒砂裂缝中,增加了辉锑矿分选的难度。为给该矿石选矿工艺提供依据,对其进行了浮选流程试验。结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm占75%条件下,以硝酸铅为锑活化剂、腐植酸钠为砷抑制剂、丁黄药为捕收剂,经1粗3精1扫闭路流程浮选,得到的锑精矿锑品位为59.22%、回收率为84.58%、砷含量为0.73%。试验结果可以为该矿石选矿工艺流程的确定提供依据。     

Evaluation of alternative flotation technologies for copper cleaning & copper/nickel separation at Inco's Thompson mill

At Inco's Thompson Mill the predominant nickel and copper minerals are pentlandite and chalcopyrite respectively. Following bulk sulphide flotation, where soda ash is added as the pH modifier, sodium amyl xanthate as the collector and MIBC as the frother, slaked lime is added to depress the pentlandite and effect copper/nickel separation.Pursuit of an overall improvement of copper/nickel separation resulted in the pilot testing of column, Jameson and Outokumpu HG flotation cells. The pilot plants were run in parallel with the existing Denver DR30 flotation cells. The paper compares the metallurgical performance of the various flotation devices when applied to copper/nickel separation and copper cleaning. Based on copper/nickel and copper/gangue separation efficiencies, columns are shown to be the superior flotation device.     

铜铅混合精矿浮选分离铜铅试验研究

铜铅锌多金属硫化矿通常先采用混合浮选得到铜铅混合精矿,再将混合精矿进行浮选分离铜和铅,而铜铅分离是该工艺的关键。针对云南某铜铅锌多金属矿铜铅混合浮选获得的混合精矿,进行了铜铅浮选 分离试验研究,考察了脱药预处理及浮选主要因素对铜铅分离的影响。结果表明：铜铅混合精矿使用活性炭脱药可取得较好的试验效果,合适的用量为200 g/t,脱药搅拌时间为10 min。使用组合抑制剂进行抑铅浮铜 ,合适的用量为800 g/t,搅拌时间为10 min,之后依次添加石灰400 g/t、硫酸锌400 g/t、亚硫酸钠300 g/t、丁基黄药+丁铵黑药（5+5）g/t、2号油10 g/t。在优化的试验条件下,最终可分别获得铜品位为24.15% 、铜回收率为80.57%的铜精矿及铅品位为31.63%、铅回收率为65.35%的铅精矿,铜铅分离效果较好,可为该矿石的高效利用提供重要的理论指导和技术支撑。     

大宝山难选铜硫矿石选矿新工艺研究

广东大宝山铜硫矿石铜品位低,主要金属矿物黄铜矿与黄铁矿、磁黄铁矿等嵌布关系复杂,磁黄铁矿可浮性与黄铜矿相近,采用单一浮选工艺处理该矿石难以获得较好的铜硫分离指标。为探索该难选铜硫矿石铜硫高效分选工艺,在对其进行工艺矿物学分析基础上进行了选矿新工艺研究。结果表明:原矿磨细至-0.074 mm占80.10%,经1粗3扫铜浮选,粗选精矿再磨至-0.074 mm占90%经磁选脱除磁黄铁矿,非磁性产品经3次铜精选,可以获得铜品位为18.57%、回收率为80.26%的合格铜精矿,浮铜扫选尾矿经1粗1扫硫浮选,与磁性产品合并后可以获得硫品位为45.35%、回收率为87.12%的硫精矿,铜硫得到有效分离。