斑岩型铜钼矿等可浮浮选回收钼和铜（英文）

为了有效提高多宝山斑岩铜钼矿的辉钼矿回收率,开发了铜钼等可浮浮选的工艺流程。系统地考察了浮选方案、捕收剂种类、磨矿细度、粗选p H值及药剂用量对辉钼矿浮选回收的影响。结果表明,与煤油、柴油相比,变压器油在水中具有较强的分散能力,且对辉钼矿的浮选选择性较优,因而在低用量条件下便可获得较高的钼回收率。另外,与混合浮选方案相比,等可浮浮选方案利用变压器油作捕收剂不仅可获得较优的铜钼混合精矿(钼回收率和品位分别为90.77%和0.80%),而且能提高钼精矿的钼回收率在18%以上、钼品位在5%以上。工业浮选试验结果进一步表明,采用等可浮浮选方案选别该斑岩铜钼矿是行之有效的。

铜硫等可浮与优先浮选工艺技术研究

云南某铜硫矿铜品位较低,含铜矿物嵌布粒度不均匀,且与主要的含硫矿物磁黄铁矿共生关系密切,脉石矿物复杂,因此,本文对该矿进行了详细的工艺矿物学及选矿试验研究。根据矿石特点,分别进行了铜硫等可浮与铜优先浮选工艺流程对比试验研究。采用铜硫等可浮-铜硫分离浮选工艺流程最终实验室闭路试验结果为铜精矿含铜18.97%,铜回收率81.08%;硫精矿含硫37.71%,硫回收率26.09%。采用铜优先浮选工艺流程最终实验室闭路试验结果为铜精矿含铜20.12%,铜回收率82.15%;硫精矿含硫37.41%,硫回收率84.48%。

永平铜矿铜硫等可浮工艺的改造实践

永平铜矿铜硫分步优先浮选工艺投入生产使用约四年的实践证明，生产中该工艺铜粗选pH值难以控制．硫回收率不稳定；吸取分步优先浮选工艺的优点进行等可没工艺的改造，从而在确保铜回收率稳定的基础上，较大幅度地提高了硫的回收率。

硫等可浮流程在硫铁矿综合回收中的应用

华北某硫铁矿属于含铜锌硫的复杂多金属硫化矿床，矿石有三个有利于浮选分离的特点：一是铜锌虽与其它矿物共生关系较密切，但铜锌间几乎没有关系；二是铜锌可浮性有较大差异；三是铜矿物氧化轻微．试验证明，采用硫等可浮流程能够将复杂购Ｃｕ－Ｚｎ－Ｓ分离简化成Ｃｕ－Ｓ分离和Ｚｎ－Ｓ分离，并可获得良好选矿指标，使药剂用量和生产成本减少．

某斑岩型铜钼矿等可浮浮选分离研究

对某斑岩型铜钼矿进行了选矿试验研究。采用钼铜等可浮浮选再分离-强化选铜工艺流程,采用CSU31作等可浮浮选捕收剂,在原矿含铜0.49%、含钼0.011 5%的条件下,获得了含铜26.71%、总铜回收率86.11%的铜精矿及含钼48.03%、钼回收率83.53%的钼精矿,实现了铜、钼矿物与脉石的有效分离,获得了良好的技术指标。

无碱等可浮工艺分选秘鲁某金铜铁多金属矿石

对秘鲁某含Cu 0.12%、Au 0.12 g/t、S 2.60%、Fe 45.52%的金铜铁多金属矿石进行了选矿工艺优化试验研究。该矿石原设计选矿工艺流程为铜硫混选—铜硫分离—混选尾矿磁选回收铁,存在铜硫分离难度大、石灰用量高和分选指标不理想等问题。针对原流程存在的问题,提出采用铜硫等可浮—铜硫分离—难选硫强化浮选—浮选尾矿磁选回收铁的优化工艺流程。铜硫等可浮分选时,在无碱条件下采用选择性的铜捕收剂BK306将铜和部分易浮黄铁矿等硫化矿物浮出,并进行铜硫分离回收铜、金;然后采用活化剂和强力捕收剂强化浮选脱除矿石中的难浮硫化物;最后通过磁选从浮选尾矿中回收铁。该优化工艺既可实现矿石中铜、金等有价金属的高效回收和硫的脱除,又能显著降低铜硫分离所需的石灰用量,并保证后续磁选作业直接获得含硫低、铁品质较好的铁精矿。闭路试验获得铜品位20.10%、金品位15.29 g/t、铜回收率68.42%、金回收率49.07%的铜精矿,硫品位30.78%、总硫回收率84.05%的硫精矿以及铁品位68.88%、含硫0.18%、铁回收率90.57%的铁精矿。与原工艺相比,优化工艺的铜精矿铜品位和铜回收率分别提高2.49和10.25个百分点,铜精矿中金品位和金回收率分别提高5.27 g/t和17.05个百分点,硫回收率提高1.78个百分点。实现了矿石中铜、金、硫、铁的高效综合回收。

铜硫无碱等可浮工艺分选秘鲁某铁多金属矿深部矿石

对秘鲁某铁多金属矿含Cu 0.127%、Au 0.08 g/t、S 2.08%、Fe 40.56%的深部矿石进行了选矿工艺试验研究。该矿原设计选矿工艺流程为铜硫混选—铜硫分离—混选尾矿磁选回收铁,存在铜硫分离难度大、石灰用量高和分选指标不理想等问题。针对原流程存在的问题,根据矿石性质,采用铜硫等可浮—硫浮选—磁选和铜硫等可浮—磁选—铁精矿浮选脱硫两种原则工艺流程进行试验研究,铜硫等可浮分选时,采用选择性的铜捕收剂BK306在无碱条件下将铜和部分易浮硫化物浮出,然后进行铜硫分离回收铜、金;最后通过磁选从浮选尾矿中回收铁。通过铜硫等可浮(粗精矿再磨精选分离)—硫强化浮选—磁选和铜硫等可浮(粗精矿再磨精选分离)—磁选—铁精矿强化浮选脱硫两种试验方案的工艺流程和闭路试验指标的对比分析,最终确定了铜硫等可浮(粗精矿再磨精选分离)—磁选—铁精矿强化浮选脱硫的工艺流程,闭路试验获得含铜19.68%、含金8.26 g/t、铜回收率73.19%、金回收率41.83%的铜精矿,含硫35.58%、硫回收率26.02%的硫精矿,以及含铁69.23%、含硫0.16%、铁回收率91.40%的铁精矿。该工艺既可实现矿石中伴生有价金属铜、金的高效回收,又能显著降低铜硫分离所需的石灰用量,并保证后续磁选作业获得含硫低、铁品质较好的铁精矿。

钼铋无捕收剂等可浮浮选的生产实践

采用无捕收剂钼铋等可浮流程取代全浮选流程,钼铋选别指标大幅度提高,药剂费用也有较大降低。钼精矿钼品位由43.43％提高到47.76％,钼回收率由58.87％增加至79.14％;铋精矿铋品位由15.18％提高到38.69％,铋回收率由40.57％增加到56.60％;吨矿药剂费用由11.65元降至9.3元。

等可浮选矿的生产实践

黄沙坪矿石是以方铅矿、铁闪锌矿,黄铁矿为主的多金属硫化矿石。矿石含铅2～3.5％,锌4.5～6％,硫12～18％。主要脉石为石英及方解石。矿床构造裂隙发育,在破碎的角砾岩地带,碳质富集现象较严重,矿石中常含有对选矿不利的碳质物。有用矿物的嵌布特性属中细粒不均匀嵌布,多呈致密共生。

云南某铜钼矿浮选工艺流程试验研究

在对云南某铜钼矿进行矿石性质研究的基础上,比较了三种不同的选矿工艺流程对分选效果的影响。试验结果表明,通过"原矿粗磨—铜钼混合浮选—粗精矿再磨精选—铜钼分离"工艺流程,可以获得产率0.022%、钼品位44.90%、钼回收率88.78%的钼精矿和产率1.848%、铜品位25.83%、铜回收率89.66%的铜精矿。

内蒙古某深部高硫铅锌矿石浮选工艺试验研究

内蒙古某铅锌矿随着开采深度的加深,黄铁矿含量升高,含硫接近30%。为此,在对新采出原矿进行工艺矿物学研究的基础上开展了选矿试验,为该选厂合理选矿工艺流程确定提供依据。结果显示:矿石主要有价元素为铅、锌、硫,铅品位为7.56%,锌品位为23.35%,铅、锌均主要以硫化矿形式存在,方铅矿、闪锌矿、黄铁矿嵌布粒度均为粗粒嵌布。在磨矿细度为-0.074 mm占70%条件下,以ZnSO_4为抑制剂、乙基黄药为捕收剂、730A为起泡剂经1粗2扫流程等可浮铅锌硫,等可浮尾矿以CuSO_4为活化剂、丁基黄药为捕收剂、730A为起泡剂经1粗1精1扫选锌,获得锌精矿1,等可浮精矿在再磨细度为-0.043 mm占80%条件下以石灰为抑制剂、乙硫氮为捕收剂经1粗3精1扫选铅,获得铅精矿,选铅尾矿CuSO_4为活化剂、丁基黄药为捕收剂、730A为起泡剂经1粗1精1扫锌硫分离浮选,获得锌精矿2和硫精矿,锌精矿1和锌精矿2合并为锌精矿,最终获得了铅品位为59.26%、回收率为88.73%的铅精矿,锌品位为52.21%、回收率为94.95%的锌精矿,硫品位为48.71%、回收率为48.93%的硫精矿。试验结果可以为该深部矿体高硫铅锌矿石开发利用提供依据。

西藏某低品位铜钼矿浮选流程对比

西藏某矽卡岩型低品位铜钼矿中主要有用矿物为黄铜矿、辉铜矿以及辉钼矿,原生硫化铜和次生硫化铜共占总铜的95.54%,辉钼矿占总钼的88.06%。分别采用铜钼混合浮选、等可浮和快速浮选三种试验流程进行浮选流程对比试验。结果表明,快速浮选流程效果较好。采用快速浮选经两段磨矿(一段磨矿细度-74μm占63%、二段磨矿细度-74μm占70%)、一次粗选、四次精选、三次扫选、中矿顺序返回的闭路流程处理该矿石,所用混浮粗选捕收剂Flomin-C7446+煤油用量为15+20 g/t,矿浆调整剂石灰用量为200 g/t,起泡剂松醇油用量为15 g/t,最终获得铜品位27.73%、钼品位1.47%,铜回收率93.26%、钼回收率84.66%的铜钼混合精矿。

永平铜矿铜硫浮选工艺的改造实践

对永平铜矿铜硫浮选工艺从混合浮选变为分步优先浮选，再变为等可浮工艺的改造实践进行了评述。混合精矿均不再磨时，分步优先浮选工艺的铜、硫回收率比混合浮选工艺分别提高２３７％和２５９％，但分步优先浮选工艺在经济上是否合理尚待研究。生产实践证明，分步优先浮选工艺的铜粗选ｐＨ值难以控制，硫回收率不稳定。将分步优先浮选工艺改为等可浮工艺，在确保铜回收率的基础上，较大幅度地提高了硫回收率。

高硫铜矿石分步优先浮选中矿再磨再选工艺研究及探讨

铜山铜矿原矿性质发生较大变化 ,含硫大幅度增高 ,现有选矿工艺流程已难以适应。根据试验结果 ,提出分步优先浮选、中矿再磨再选的工艺流程改进方案。新工艺流程的特点是 ,在适度碱性条件下 ,采取了优先浮选和等可浮浮选相结合的分步选别工艺 ,既防止了不同硫化铜矿物的过磨和欠磨 ,保证铜的早收多收 ,又避免了大量硫在选铜回路中反复循环 ,做到早丢快丢 ,比较好地适应了原矿性质 ,取得较为满意的选别指标 ,实现了高硫铜矿石低药耗选别分离。

会泽铅锌矿方铅矿、闪锌矿和黄铁矿的浮游性研究

本文考查了ZnSO4和可溶性淀粉对方铅矿、闪锌矿和黄铁矿浮游性的影响,为会泽铅锌矿铅硫异步等可浮工艺提供了理论依据。试验结果表明,在乙黄药浮选体系中,ZnSO4和可溶性淀粉强烈抑制闪锌矿,而对方铅矿和黄铁矿的浮游性影响不大,且两者的浮游性相近。

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。

复杂含银砷硫化铜矿浮选试验对比研究

针对云南某含银砷的硫化铜矿,查明了化学多元素、矿物组成、嵌布粒度和单体解离度等工艺矿物学特性,对比了混合浮选和等可浮选两种方案的选别指标。结果表明,在原矿铜、砷、银品位分别为0.41%、1.82%、16.24g/t条件下,等可浮选方案获得了铜品位为22.11%,铜回收率为66.32%的铜精矿,其中砷含量为0.45%,银品位和银回收率为438.48g/t、33.21%;混合浮选方案获得了铜品位为20.14%,铜回收率为75.14%的铜精矿,其中砷品位为0.81%,银品位和银回收率分别为413.75g/t、38.98%。混合浮选方案比等可浮选方案获得的选别指标要好,但砷含量较高。由此可以看出,铜精矿中砷品位与铜、银回收率呈同步升降关系。

复杂铜铅锌硫化矿浮选试验研究

某铜铅锌硫化矿,铜铅锌共生关系密切,且铅锌矿物嵌布粒度细小,铅锌矿物分离难度大。试验研究依据矿物特性,采用铅锌等可浮,粗精矿再磨措施,有效地解决了铜铅锌矿物分离问题。

回水可直接回用的硫化铅浮选工艺研究

某铅锌矿含铅1.15%,含锌2.26%,铅锌氧化率均小于8%。针对原铅浮选过程中回水回用导致的铅锌分离难题,采用铅锌等可浮流程,使部分可浮性好的锌矿物与铅矿物同步浮选;在铅精选作业,采取强化抑制措施分离铅锌,获得铅精矿和铅精选尾矿,铅精选尾矿与铅尾矿合并进入锌浮选。试验结果表明:①直接使用回水的条件下,闭路试验取得了与自来水浮选相近的铅精矿指标,铅精矿含铅56.98%、含锌3.85%,铅回收率87.20%。②铅锌等可浮工艺在选厂工业应用,取得了良好的分选指标,铅精矿含铅65.90%、含锌5.04%,铅回收率86.48%;相比原生产指标,铅精矿品位提高了8.43个百分点,含锌降低1.26个百分点,铅回收率提高2.12个百分点。研究成果实现了工业应用,基本消除了回水对铅锌分离的不利影响,具有较强的推广及示范意义。

蒙古某低品位共伴生铜钼矿选矿试验研究

以蒙古某低品位铜钼矿为研究对象,对矿样中铜钼矿物性质特征进行分析,针对矿石性质,通过粗选、精选条件试验及流程方案对比,推荐阶段磨矿—铜钼等可浮工艺方案综合回收铜钼矿物。结果表明,矿石中部分目的矿物以微细粒或以复杂连生体赋存,且易泥化的脉石矿物含量较高,铜钼分离作业产出合格的钼精矿主要依赖于铜钼混合精矿品质,因此,为获得较优品质的铜钼混合精矿,通过阶段磨矿调控目的矿物有效解离,优化药剂制度调节铜钼等可浮过程,采用铜钼混合浮选获得了铜钼混合精矿Cu品位高于25%、Mo品位高于1%,Cu、Mo回收率大于88%的试验指标,实现了铜钼矿物的高效回收,试验结果为该类型铜钼矿资源开发利用提供参考。