Selective depression mechanism of combination of lime and sodium humate on arsenopyrite in flotation separation of Zn-As bulk concentrate

Lime(CaO)and sodium humate(NaHA)were used as the combined depressant for arsenopyrite pre-treated by CuSO_(4) and butyl xanthate.Micro-flotation tests show that the combined depressant CaO and NaHA achieved the selective depression of arsenopyrite.Closed-circuit lab-scale test results indicate that the synergistic effect of CaO+NaHA achieved a satisfactory flotation separation of sphalerite and arsenopyrite,for which the Zn grade and recovery of Zn concentrate were 51.21%and 92.21%,respectively.Contact angle measurements,adsorption amount measurements and X-ray photoelectron spectroscopy analysis indicate that the dissolved calcium species(mainly as Ca(2+))were adsorbed on the mineral surfaces,thereby promoting NaHA adsorption.Moreover,the surface of the arsenopyrite absorbed more amount of calcium species and NaHA than that of the sphalerite,thereby accounting for the strong hydrophilic surface of arsenopyrite.The adsorption of NaHA on arsenopyrite was mainly chemical adsorption through its carboxyl groups and Ca atoms,whereas that on sphalerite surface was relatively weak.

Recovery of molybdenum and copper from porphyry ore via iso-flotability flotation

A copper-molybdenum iso-flotability flotation process has been developed to efficiently improve the recovery ofmolybdenite from Duobaoshan porphyry Cu-Mo ores.The effects of flotation approach,type of collector,feed particle sizedistribution,rougher pH value and reagent dosage on the recovery of molybdenite were evaluated systematically.The results suggestthat compared with kerosene and diesel oil,transformer oil has stronger dispersion capability in water media and better flotationselectivity for molybdenite,providing a higher molybdenum recovery under low reagent dosage.Moreover,compared with bulkflotation approach,the iso-flotability flotation approach using transformer oil as a collector can obtain superior Mo recovery(90.77%)and grade(0.80%)in the cleaner concentrate,and increase the Mo recovery and grade by over18%and5%in the final Moconcentrate,respectively.The results of commercial flotation further indicate that the iso-flotability flotation approach is a rationaland effective route to beneficiate the porphyry Cu-Mo ores.

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。

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。

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。

广西某锑多金属矿选矿工艺研究

广西某锑多金属矿中金属矿物以辉锑矿、黄铁矿、毒砂、白钨矿为主,脉石矿物包括石英、白云母、钾长石等硅酸盐矿物及方解石、白云石等碳酸盐矿物,矿物组成复杂,原矿Sb品位2.46%、WO_(3)品位0.30%、Ag品位34.16 g/t。为综合回收该矿石中有价元素,根据矿石性质研发了优先脱碳—锑硫混浮再分离—浮重联合选钨工艺。首先通过优先脱碳降低含碳矿物对锑浮选的影响,随后采用锑硫混浮再分离获得富银锑精矿和硫精矿,最后通过浮选和摇床重选获得钨精矿。闭路试验可获得锑品位44.62%、锑回收率82.98%,银品位582.2 g/t的锑精矿;WO_(3)品位63.64%、WO_(3)回收率68.66%的钨精矿。该锑多金属矿中的锑、钨、银均得到了有效回收,研究结果可为同类型矿石的综合回收提供参考。

广西某重选细泥钨锡矿的矿物学及综合回收试验研究

广西某选厂重选车间细泥钨锡日产250~300 t,现场采用摇床进行回收,经一粗一扫摇床选别得到WO_(3)+Sn品位约6%的细泥精矿,摇床作业钨、锡回收率分别为40%、35%,金属损失严重。为更好地回收该细泥钨锡资源,采用光学显微镜、扫描电镜结合化学分析、化学物相分析等手段对矿样进行了系统的工艺矿物学研究,重点确定了试样的矿物组成和嵌布特征:WO3和Sn含量分别为0.21%和0.10%。矿石中白钨矿与黑钨矿比例约为6∶4,锡石与黝锡矿比例约为6∶1。硫化物以黄铜矿、闪锌矿、黄铁矿、毒砂和磁黄铁矿为主,脉石矿物以石英、白云母、方解石、白云石、萤石、黑云母为主,矿石中的钨锡主要集中在-0.025 mm粒级,回收难度较高。通过钨锡嵌布特征分析可知,该细泥矿物中富含硫化矿,为了确保从钨锡细泥中高效地提取有价元素,对该钨锡细泥浮选过程进行了预先脱硫处理,对经脱硫浮选后的硫尾矿进行钨锡浮选试验,浮选试验确立了以GY-1和GY-2为组合捕收剂,以碳酸钠、硝酸铅为调整剂。此外,鉴于水玻璃碱度较高,锡石对高碱较为敏感,因此采用了酸化水玻璃代替常规水玻璃作为抑制剂,经一粗四精二扫的浮选流程获得钨锡精矿钨品位为17.80%、锡品位为8.03%,钨、锡作业回收率分别为76.90%和59.55%的选别指标。

内蒙古某低品位混合型钨矿选矿试验研究

内蒙古赤峰敖汉旗某低品位混合型钨矿含WO_(3)0.15%。工艺矿物学研究结果表明,矿石中白钨矿与钨锰矿比例约为1∶1,矿物嵌布粒度偏细,矿物种类多达40余种,杂质矿物对钨选矿干扰巨大,无论是钨的浮选还是重选都面临巨大挑战。为实现该低品位混合型钨矿的综合利用,对该矿石进行了详细的选矿试验研究,采用“脱硫—钨混合浮选—摇床精选”工艺流程,实现了钨资源的综合回收。选矿试验通过在磨矿过程预先添加碳酸钠调浆,减少了硫化矿氧化过程对矿浆环境的影响,改善钨矿物浮选活性,从根本上提高了钨浮选回收率。脱硫采用硫酸铜作为活化剂,丁基黄药作为捕收剂,脱硫率达到95.18%,钨损失仅5.15%,降低了硫化矿对钨混合浮选的影响。钨混合浮选采用硝酸铅作为活化剂,高效羟肟酸捕收剂GY109作为捕收剂,实现了白钨矿和钨锰矿的同步浮选回收,捕收效果显著优于苯甲羟肟酸和水杨羟肟酸,获得了WO_(3)品位11.55%,回收率85.47%的钨浮选精矿。最后对钨浮选精矿采用摇床进行精选,获得了WO_(3)品位50.24%、回收率55.87%的摇床精矿,WO_(3)品位11.43%、回收率9.14%的摇床中矿,WO_(3)品位3.73%、回收率20.46%的摇床尾矿。由于摇床中矿和尾矿含WO_(3)均较高,为确保钨利用率最大化,可将二者分别返回至摇床作业和钨浮选精选作业进一步分选。

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。

柿竹园多金属矿GY法浮钨新工艺研究

根据柿竹园钨钼铋萤石多金属矿石的工艺矿物学特性，研究开发出ＧＹ 法浮钨新工艺。用改性水玻璃选择性抑制萤石等脉石矿物，用铅盐活化钨矿物，用新型螯合捕收剂（ 代号：ＧＹ） 混合浮选黑钨矿和白钨矿，对混合粗精矿进行加温精选，得到白钨精矿；对精选尾矿，用ＧＹ 捕收剂浮选，得到黑钨精矿。工业试验结果表明，对ｗ（ ＷＯ３） 为０－４７ ％ 的原矿，钨精矿中 ｗ（ ＷＯ３） 可达到７０－０７ ％ ，钨总回收率达到８１－６２ ％ 。与７３３ 氧化石蜡皂法相比，钨粗精矿量大为减少，回收率大幅度提高。

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。

云南某铅锌多金属矿选矿试验研究

在对云南某铅锌多金属矿进行简单工艺矿物学研究的基础上,按拟定的铜铅混浮—铜铅分离—锌硫混浮—锌硫分离原则流程进行了磨矿细度、药剂种类及用量条件试验,采用1粗1扫2精混浮铜铅、1粗1扫2精铜铅分离、1粗1扫2精混浮锌硫、1粗1扫2精锌硫分离、中矿顺序返回的闭路试验流程处理该矿样,获得了铅品位45.26%、回收率81.33%的铅精矿,锌品位45.97%、回收率88.29%的锌精矿,分选指标理想,但综合回收产品铜精矿和硫精矿的指标有待提高。

某低品位铜钼矿低碱度浮选工艺研究

针对某低品位斑岩铜钼矿矿样进行了低碱度浮选工艺研究。铜钼混合浮选阶段采用高效组合抑制剂CS,在低碱度(pH=7～8)条件下实现了铜、硫分离,伴生金属钼取得了较高的回收率;铜钼分离浮选阶段采用新型抑制剂BK510替代Na2S抑制含量较高的次生铜,在低碱度(pH=8～9)条件下取得了较好的铜钼分离效果。实验室闭路试验获得了钼品位46.21%,钼回收率84.01%的钼精矿和铜品位24.61%,铜回收率89.25%的铜精矿。

蒙古某铜钼矿选矿工艺技术研究

针对蒙古某铜钼矿矿石进行选矿工艺试验研究。在条件试验的基础上,进行铜钼硫混合浮选和铜钼优先浮选工艺流程试验。通过流程方案对比,推荐采用铜钼优先浮选工艺流程。铜钼优先浮选工艺流程闭路试验获得铜品位24.32%、钼品位0.36%、含金8.65 g/t、含银388 g/t,铜回收率96.77%、钼回收率81.04%、金回收率82.00%、银回收率84.03%的铜钼混合精矿。

组合捕收剂回收某钨矿的试验研究

采用由广州有色金属研究院自主研发的钨矿捕收剂GYB与ZL,对含WO30.81%的原矿,进行黑钨矿和白钨矿的混合浮选,发现GYB与ZL的组合存在正协同作用,并获得了含WO330.07%、回收率为88.79%的粗精矿。对粗精矿进行加温精选获得白钨精矿中WO3品位为68.24%,回收率为60.02%;精选尾矿经摇床选别获得黑钨精矿中WO3品位为66.17%,回收率为13.74%;次钨精矿中WO3品位为32.72%,回收率为10.79%;钨精矿中WO3总回收率为84.55%,获得了较好的选矿指标。

某铜铅锌多金属硫化矿电位调控浮选试验研究

某铜铅锌多金属硫化矿铜铅矿物嵌布粒度微细,分离难度大,锌矿物以铁闪锌矿为主,现场仅生产铅精矿和锌精矿且选别指标差。为此,针对矿石性质,采用铜铅混浮—铜铅分离—混浮尾矿抑硫浮锌电位调控浮选工艺,通过控制矿浆电位,混浮粗精矿再磨,选择高效捕收剂、活化剂、抑制剂等措施,使铜铅矿物与锌硫矿物、铜矿物与铅矿物、铁闪锌矿与磁黄铁矿得到了较好的分选。闭路试验获得含铜18.13%、铜回收率55.41%的铜精矿,含铅50.20%、铅回收率83.29%的铅精矿和含锌49.75%、锌回收率86.17%的锌精矿,与现场相比,不仅回收了铜矿物,而且铅、锌精矿质量与回收率都得到了大幅度提高。

内蒙某铜钼矿石选矿试验研究

内蒙某铜钼矿石中金属矿物以为黄铁矿为主,其次为黄铜矿和辉钼矿等。辉钼矿粒度细小,各矿物共生关系密切而复杂,较难分离。采用阶段磨矿的混合浮选,混合精矿钼、铜、硫分离浮选工艺流程对该矿石进行选矿试验,获得了钼品位和钼回收率为46.30%和74.66%的钼精矿、铜品位和铜回收率为23.50%和70.16%的铜精矿以及硫品位和硫回收率为35.60%和79.55%的硫精矿。

云南某萤石与重晶石共生矿选矿试验研究

以云南某萤石与重晶石共生矿为研究对象,该矿含萤石33.46%,重晶石52.73%,萤石与重晶石含量高。由于萤石与重晶石可浮性相近,分离难度大。为了综合开发利用该矿产资源,对该共生矿进行了选矿试验研究。试验采用了先混合浮选再分离浮选的工艺流程。混合浮选在磨矿细度-74μm占80%的条件下,调整p H值至9,以水玻璃为抑制剂、油酸钠为捕收剂将目的矿物先富集,在此过程中同时抛尾除杂,混合浮选所得精矿再进行分离浮选;分离浮选通过抑制重晶石浮选萤石实现,适宜的p H值为6,以水玻璃、硫酸铝、栲胶为抑制剂,以油酸钠为捕收剂,最终实现了萤石和重晶石的分离。通过全浮选闭路试验,得到品位为94.42%、回收率为87.77%的萤石精矿和品位为91.89%、回收率为88.66%的重晶石精矿。

河南某库存钼尾矿回收钨钼选矿试验

河南某库存钼尾矿钼品位为0.086%、钨品位为0.13%,由于长期堆放,其钼氧化率高达51.76%,而且粒度组成偏细,可浮性较差。为合理开发利用该库存尾矿资源,进行了选矿工艺流程和药剂制度试验研究。结果表明,原矿经过弱磁选除铁—非磁性物脱泥浓缩后,以碳酸钠为调整剂、水玻璃为抑制剂、W-189为捕收剂,采用1粗1精3扫流程浮选获得了Mo品位为0.86%、WO3含量为1.21%的钨钼混合粗精矿,钨钼混合粗精矿浓缩加温调浆后经1粗3精2扫流程精选,获得了Mo品位为12.78%、回收率为54.94%,WO3品位为21.96%、回收率为72.45%的钨钼混合精矿,从而使矿石中钨、钼得到了较好的综合回收。