青海某铜铅锌多金属矿选矿工艺研究

针对青海某铜铅锌多金属矿,进行了不同类型捕收剂对铜铅锌浮选分离影响的试验,重点考察了新型捕收剂4037B、P5100C、QBSC的选别效果。结果表明:P5100C和QBSC更有利于铜、铅分离,在最佳条件下,采用铜快速浮选—铜铅混选—铜铅再磨分离—锌浮选流程,获得铜品位35.56%、铜回收率75.23%的铜精矿;铅品位45.02%、铅回收率71.92%的铅精矿;锌品位41.49%、锌回收率72.58%的锌精矿;含铜20.14%、含铅8.90%、含锌28.38%,铜回收率11.93%、铅回收率6.77%、锌回收率11.81%的混合精矿。全流程铜总回收率97.94%,铅总回收率96.62%,锌总回收率92.64%。

云南某细粒铜钼混合精矿分离工艺优化及工业应用

云南某细粒硫化铜钼混合精矿中主要有价金属元素为铜和钼,矿石中主要矿物为黄铜矿和辉钼矿,脉石矿物主要是石英和云母,铜、钼矿物嵌布粒度较细,与脉石矿物复杂共生。针对混合精矿分离难度大、分离指标较差、药剂单耗用量大、药剂成本高的现状,结合混合精矿含钼品位的上升,在工艺矿物学研究基础上,开展了选矿试验研究。通过对原有工艺及药剂制度进行优化试验,研制了新型铜钼分离药剂D117和D118,其中D117为铜抑制剂,D118为调整剂。在原矿铜品位20.75%、钼品位0.47%的条件下,采用“抑铜浮钼”、一次粗选、四次精选、一次扫选浮选工艺,获得钼品位45.15%、铜品位1.03%、钼作业回收率85.65%的钼精矿及含钼0.069%、铜品位20.92%、铜作业回收率99.96%的铜精矿,取得了良好的实验室选别指标。将研究成果应用于工业生产后,浮选浓度由18%提升至33%,系统台效由17.4 t/h提高至25.9 t/h,钼作业回收率由66.11%提升至80.55%,年产钼金属由286 t提高至710 t。同时,D117、D118新型小分子药剂的使用取消了水玻璃的添加,并大幅降低了硫化钠用量,硫化钠粗选用量由设计之初125000 g/t降至6000 g/t,降幅达95.20%。通过药剂制度的持续优化,进一步压缩了硫化钠用量,硫化钠单耗由13.4 kg/t降至7.53 kg/t,D117单耗由6.18 kg/t降至3.98 kg/t,在药剂成本大幅度降低的前提下,实现了铜钼分离系统处理量及生产指标的双提升。

云南某低品位铅锌硫化矿选矿试验研究

云南某低品位硫化铅锌矿含Pb0.42%、Zn0.39%,矿物组成较复杂,含有方铅矿、白铅矿、闪锌矿、氧化锌矿等多种矿物。采用铅锌混合浮选抛尾—铅锌分离选矿流程回收利用该铅锌矿。结果表明,采用该处理工艺可获得Pb品位70.34%、Pb回收率84.06%的铅精矿,Zn品位45.74%、Zn回收率80.65%的锌精矿。

铜铅混合精矿硫酸预氧化-浮选分离参数优化试验研究

方铅矿与黄铜矿的分离一直是选矿领域的难点,使用硫酸预氧化可选择性抑制方铅矿表面可浮性,使得两种矿物可浮性产生差异,实现浮选分离。针对铜铅混合精矿硫酸预氧化-浮选分离工艺进行了系统的参数优化。首先,利用单因素试验,分析了预氧化硫酸浓度、温度、时间等关键因素对铜铅混合精矿浮选分离效果的影响;其次,利用正交试验分析,建立了预氧化过程中各影响因素与浮选指标之间的数学模型;通过模型求解,得到最佳预氧化条件为硫酸浓度5 mol/L、时间40 min、温度100℃。最后在上述条件下进行了混合精矿预氧化-浮选闭路试验,获得了铜精矿Cu品位18.03%,Cu回收率94.52%;铅精矿Pb品位47.12%,Pb回收率为91.29%的良好指标,铜铅分离效果显著,对铜铅硫化混合精矿的浮选高效分离提供了一定的借鉴。

中亚某难选含铜金矿选冶试验研究

采用“浮选—浮选精矿销售—浮选尾矿直接炭浆法氰化浸出”工艺综合回收中亚某矿山过渡带难选含铜金矿中的金和铜。矿石含金3.52g/t、银11.20g/t、铜0.54%、砷0.40%、硫1.54%,其中氧化铜含量为0.22%,占总铜含量的40.74%,金、铜嵌布粒度微细,嵌布关系复杂,属于复杂难选含氧化铜金矿。针对矿石特点,通过引进氧化铜矿石的捕收药剂体系,增加精选级数,按照便于现场技改的硫化铜、氧化铜混合浮选工艺进行金铜浮选回收,对铜浮选尾矿进行直接炭浆法氰化浸出回收金,最终可获得产率3.92%,含金48.50g/t、含铜8.45%的浮选精矿,可直接销售;浮选尾矿含铜0.21%,可氰化铜含量为0.12%,将其直接炭浸消耗氰化钠3.1kg/t,金浸出率达到74.71%;浮选+浸出金综合回收率为88.26%,铜回收率为62.16%。与现场“浮选—浮选精矿销售—浮选尾矿氨氰法抑铜浸金—氨氰尾浆炭浸”工艺相比,浮选精矿产率接近,精矿金铜品位更优,金综合回收率提高了6.02个百分点,铜回收率提高了9.24个百分点。研究结果可作为现场技改依据。

某低品位铅锌铜多金属硫化矿富集与分离试验研究

云南某低品位铅锌铜多金属硫化矿铅品位0.61%、锌品位3.28%、铜品位0.25%,伴生Au、Ag品位分别为0.09、18.04 g/t。矿石嵌布粒度较细,共生关系复杂。为高效开发利用该低品位矿石,进行了系统的浮选试验。结果表明:矿石采用铜铅混合浮选—铜铅分离—锌浮选工艺处理,获得了铜品位21.97%、铜回收率80.85%、金品位1.60 g/t、银品位189.00 g/t、铅品位1.80%的铜精矿,铅品位76.22%、铅回收率88.72%、金品位0.75 g/t、银品位1433.00 g/t、铜品位1.87%的铅精矿,锌品位52.18%、锌回收率93.03%的锌精矿,主要有价成分铅、锌、铜的分离与富集效果较好,金、银一定程度富集在铜精矿、铅精矿中;铜精矿锌含量偏高与黄铜矿、闪锌矿间的嵌布关系异常密切有关;原矿Au、Ag品位低,且在矿石中分散程度高是造成金银综合回收指标偏低的原因。

云南某多金属矿铜铅混合浮选工艺试验研究

为提高云南某铜铅锌多金属矿的选矿指标,降低选矿药剂成本,提升经济效益,在矿石性质研究的基础上,进行了铜铅混合浮选工艺试验研究。试验结果表明:在捕收剂丁基黄药+Z-200用量为(50+30)g/t,锌抑制剂硫酸锌+亚硫酸钠用量为(600+300)g/t,起泡剂BK204用量为30 g/t,一段磨矿细度为-0.074 mm80%,粗精矿再磨细度为-0.032 mm90%的条件下,经1粗2扫、1粗精再磨2精的铜铅混合浮选流程,可获得铜品位12.06%、铅品位18.85%、锌品位6.14%、铜回收率87.98%、铅回收率85.33%、锌回收率4.22%的铜铅混合精矿。

难选高硫低品位硫化铅锌矿分选工艺研究与探讨

某难选高硫低品位硫化铅锌矿石,主要有价元素Pb、Zn、Fe和S含量分别为2.45%、2.76%、26.76%和30.63%,主要赋存矿物分别是方铅矿、铁闪锌矿和黄铁矿,含量分别为2.97%、4.76%和54.65%;矿石中方铅矿和铁闪锌矿含量较低,而黄铁矿含量超过55%,有用矿物含量差异极大;有用矿物间关系密切,存在相互共生和相互包裹,属于难选硫化铅锌矿石。为确定合理工艺流程,进行了全优先浮选、铅硫部分混合浮选及等可浮选等方案的对比试验研究。结果表明,全优先浮选得到的铅精矿Pb品位和锌精矿Zn品位均很低,通过该流程很难得到合格的铅精矿和锌精矿,主要原因为大量黄铁矿难以有效抑制,同时添加大量石灰调整pH对矿浆环境产生不利影响;铅硫部分混合浮选得到的铅精矿Pb品位偏低,但Zn回收率偏低,造成该问题主要原因为部分铁闪锌矿与黄铁矿存在连生未解离,同时大量铅硫混合精矿经再磨后黄铁矿难抑制;而等可浮选即铅硫等可浮+铅硫分离-锌硫等可浮+锌硫分离工艺流程可得到铅精矿Pb品位60.41%、Pb回收率82.38%,锌精矿Zn品位48.75%、Zn回收率81.59%的良好指标,该流程对大量黄铁矿进行了分段分选,为铅硫分离和锌硫分离提供便利条件。因此,针对该高硫低品位硫化铅锌矿石,等可浮流程稳定可靠且对矿石适应性强,可为选厂设计确定最终流程提供研究方向,并为同类型矿石开发利用提供理论借鉴。

黑龙江某钼矿选矿工艺优化试验研究

针对黑龙江某大型斑岩型钼矿生产的钼精矿铜、铅杂质超标的问题,在完成矿石性质研究基础上,开展了选矿工艺优化研究。结果表明,对含钼0.122%的原矿,采用自主研发的钼高效捕收剂PM和粗磨—钼分步浮选—钼铜混合浮选—钼铜粗精矿再磨—铜钼分离工艺流程处理,全流程闭路试验取得了钼品位54.32%、钼回收率90.69%、杂质铜含量0.048%、铅含量0.062%的较好钼精矿指标。相较于原工艺流程,新工艺得到的钼精矿铜含量降低了0.322个百分点、铅含量降低了0.348个百分点。优化工艺有效地降低了钼精矿中铜、铅杂质含量,研究结果可为该矿石的开发利用提供依据。

氰渣有价金属浮选回收试验研究与应用

为提高氰渣的资源利用率,解决氰渣中有价金属浮选精矿品位不高、回收率低的问题,开展了氰渣性质分析及回收铜、铅、锌的试验研究。根据试验研究结果,结合现场实际情况进行了工艺优化改造和药剂制度调整,生产实践表明:采用铅优先浮选—浮铅尾矿选铜工艺流程,在铅浮选活化剂ZJT用量3000 g/t、捕收剂乙硫氮用量100 g/t,铜浮选活化剂ZJT用量2500 g/t、捕收剂ZJB-2用量100 g/t,浮选流程均为一次粗选两次精选两次扫选的条件下,可以获得铅精矿铅品位22.32%、铅回收率45.76%,锌品位14.47%、锌回收率31.78%,铜精矿铜品位15.38%、铜回收率42.22%的良好指标。改造后,铅精矿铅、锌品位合计提高8~40百分点,铜精矿铜品位提高3~13百分点。

西藏某次生铜矿铜铅分离试验研究

西藏某次生铜矿为铜铅混合矿石,铜矿物主要以辉铜矿形式存在,铅矿物以方铅矿形式存在。通过探索试验可知,该矿石所得精矿中铜、铅2种元素分离困难,故最终确定采用优先选铜再选铅的浮选流程,采用抑制剂YS02和YS04可实现对方铅矿的有效抑制,高选择性捕收剂BS09可获得铅品位合格的铜精矿。在磨矿细度-0.074 mm占比65%,选铜作业流程为一次粗选三次扫选,选铅作业流程为一次粗选三次扫选三次精选条件下获得铜品位24.63%、铜回收率81.05%的铜精矿,铅品位45.59%、铅回收率81.32%的铅精矿,试验指标较为理想。

某金矿氰化尾渣铅、铜浮选流程考察及调整

经流程考察,铜、铅浮选均出现精矿品位低、回收率低的问题,根据现场实际情况,结合各个指标数据,将铅浮选将精一尾矿与扫二精矿合并后一起返回到扫一作业,在扫选作业设置补加药剂点,增加硫化铅矿物的浮选时间;使用ZnS对铜、锌、铁进行抑制,扩大与铅的可浮性差异,提高铅精矿的品位。铜浮选作业使用复合药剂,添加抑制剂,精选尾矿与扫二精矿合并后一起返回到扫一作业,扫二作业设置补加药剂点,适量增加返回流程的中矿的质量。调整后铅精矿品位提高至21.98%,铅的回收率提高至45.28%,满足生产要求。铜浮选调整后铜精矿品位提高至10.51%,铜的回收率提高至65.19%,满足生产要求。

云南某低品位斑岩型铜矿工艺优化研究及应用

针对某斑岩型铜矿矿石贫化及泥化加重,分选指标呈下降趋势的问题,选取有代表性的矿样配成年度综合样,结合新型捕收剂进行工艺调整及药剂优化试验研究。采用优化后的工艺及药剂制度可获得含Cu 21.95%,含Mo 0.448%,Au 4.11 g/t,Ag 58.20 g/t的混合精矿产品,铜、钼、金和银的回收率分别为88.31%、87.43%、68.64%和59.53%,工业试验累计铜回收率指标相比优化前提高1.78个百分点。

安徽某难选铜铅锌多金属硫化矿选矿工艺试验研究

安徽某铜铅锌多金属硫化矿属复杂难选多金属硫化矿,铜铅锌矿物嵌布关系复杂,各矿物之间致密共生,粒度极为不均,综合回收难度大。为提高资源整体综合利用率,针对该矿石性质以Z-200为铜捕收剂,25^(#)黑药为铅捕收剂,丁基黄药为锌硫捕收剂,采用铜铅锌硫依次优先浮选工艺流程,在原矿含铜0.58%、铅0.57%、锌2.50%、硫5.39%的条件下,获得了铜精矿Cu品位18.83%、回收率76.33%,铅精矿Pb品位45.83%、回收率68.58%,锌精矿Zn品位50.25%、回收率87.44%,硫精矿S含量40.89%、回收率44.64%的实验室指标。研究结果为下一步工业化生产提供了指导依据。

某复杂高钼低铅矿选矿试验研究

西藏某高钼低铅矿石具有回收价值的矿物主要有辉钼矿、方铅矿,辉钼矿粒度悬殊,与石英、黄铁矿、方铅矿等矿物连生或被包裹,嵌布关系较复杂,方铅矿粒度较细,多产出于石英,现场工业生产采用常规“钼铅全混浮再分离”工艺,存在钼精矿和铅精矿产品互含高、金属回收率低、钼精矿品位较低等问题。因此,针对矿石性质,采用“优先选出部分高品质钼精矿—钼铅混浮—混合粗精矿再磨后精选—钼铅分离”工艺,以捕收能力强的新型捕收起泡剂酯-22为钼铅矿物捕收剂进行了全流程闭路试验,最终获得了钼品位49.82%高品质的钼精矿1和钼品位45.65%的钼精矿2,钼精矿钼总回收率为90.91%,铅精矿铅品位为46.08%、铅回收率82.58%,与“全混浮再分离”工艺相比,不仅钼精矿和铅精矿产品互含低,且能获得钼品位49.82%的高品质钼精矿,经济效益将大幅提高。试验结果为现场技术改造提供了依据,同时也为以后同类型矿石的回收提供了技术借鉴和参考。

国外某难选高砷铜金矿石选冶联合工艺研究

国外某高砷铜金矿石金、铜、砷品位分别为3.46 g/t、1.028%、1.16%,为高效开发利用该矿石资源,进行了系统的浮选试验以及加压预氧化、氰化浸金试验研究,确定采用混合浮选—铜砷(硫)分离—硫砷精矿加压预氧化氰化浸金—尾矿直接氰化的选冶联合工艺。试验结果表明:原矿在磨矿细度为-0.074 mm占85%时,经1粗2扫混合浮选,混浮精矿再磨至-0.038 mm占85%,经1粗2精1扫铜砷(硫)分离获得铜、金、砷品位分别为22.49%、27.43g/t、0.42%,铜、金、砷回收率分别为87.99%、35.12%、1.88%的铜精矿以及铜、金、砷品位分别为0.47%、9.03 g/t、5.90%,铜、金、砷回收率分别为6.03%、37.93%、86.57%的硫砷精矿;采用加压预氧化—氰化浸金工艺处理硫砷精矿,金对原矿的回收率达到36.19%;采用直接氰化浸金工艺处理混合浮选尾矿,金对原矿的回收率为10.77%;铜和金的选冶综合回收率分别达到87.99%、82.08%,实现了矿石中铜和金的有效回收。

某高氧化率硫化铅锌矿混合浮选试验研究

针对某硫化铅锌矿氧化率高、现场浮选指标低的问题,采用石灰+CD⁃2(800 g/t+300 g/t)为黄铁矿抑制剂、CD⁃1+水玻璃(600 g/t+600 g/t)为脉石抑制剂、硫化钠(500 g/t)为硫化剂、硫酸铜(500 g/t)为活化剂、丁基黄药(200 g/t)为捕收剂、松醇油(21 g/t)为起泡剂,经两段粗选、两段扫选、一段精粗选、两段精选、两段精扫选的优化闭路浮选,混合精矿中铅品位和回收率分别为16.25%和65.05%,锌品位和回收率分别为27.69%和92.49%。与原工艺流程生产指标相比,铅品位和回收率分别提高了2.24个百分点和9.36个百分点,锌品位和回收率分别提高了1.57个百分点和5.14个百分点。

方铅矿与黄铜矿浮选分离中方铅矿抑制剂研究进展

方铅矿和黄铜矿的浮选分离主要采用抑铅浮铜工艺。但目前铅铜分离效率低,方铅矿和黄铜矿的分离仍然是选矿领域的难点。高效、有选择性的方铅矿抑制剂已经成为一个研究热点,近年来国内相继研发出一批新型的抑制剂。针对方铅矿抑制剂进行总结,根据抑制剂的化学结构和应用方式,把抑制剂分为无机抑制剂、有机抑制剂、组合抑制剂、新型抑制剂四类。总结了近年来四类抑制剂的药剂结构特点、分选效率、作用机理,并对抑制剂的未来发展方向进行展望。

西藏某低品位含金复杂难选铜矿选矿工艺研究

西藏某低品位硫化铜矿原矿含铜0.44%,铜氧化率为8.30%,伴生金品位0.12g/t。含铜矿物主要为黄铜矿,还有少量的辉铜矿、铜蓝及微量氧化铜矿物;脉石矿物主要为石英、绢云母、绿泥石等。硫化铜矿物嵌布粒度微细,与脉石矿物共生关系紧密,解离困难,且易泥化脉石矿物含量多,是影响铜精矿品质的主要原因。针对矿石特点,推荐采用“铜硫混浮—混合精矿再磨—铜硫分离”工艺替代原优先浮选工艺,结果表明,闭路试验可获得铜品位19.82%、回收率87.00%,含金4.46g/t、回收率73.80%的铜精矿。与原工艺相比,铜及伴生金回收率均明显提高。

某铜铅锌硫化矿浮选分离试验研究

以云南某铜铅锌硫化矿为研究对象,采用铜-铅-锌全优先浮选工艺,通过原矿细磨和铅粗精矿选择性再磨强化矿物单体解离,充分利用组合抑制剂亚硫酸钠+硫酸锌的协调效应和选择性,捕收剂Z-200、乙硫氮及BK906的高选择性,在适宜工艺参数下,获得了铜品位22.78%、铜回收率83.28%、含铅3.01%、含锌4.23%的铜精矿,铅品位75.86%、铅回收率82.75%、含铜0.17%、含锌1.64%的铅精矿和锌品位51.87%、锌回收率93.16%、含铜0.24%、含铅0.31%的锌精矿。