浮选柱在四川某难选铜镍硫化矿中的试验研究与应用

使用浮选柱替代传统浮选机在铜镍混合浮选工艺中提高镍精矿品位的可行性。研究表明,对Ni品位为2.37%,Cu品位为0.63%的某铜镍粗精矿进行混合精选试验,经过浮选柱一段选别,取得了混合精矿Ni品位为8.55%,Cu品位为3.56%的选矿指标;同比试验浮选机,浮选柱一段混合精选,作业回收率与浮选机基本持平的情况下,精矿镍品位提高了3.1个百分点,铜品位提高了1.46个百分点。

新疆某铜镍尾矿综合利用选矿试验

新疆某铜镍尾矿中尚含有0.2%左右的镍、0.1%左右的铜,同时还含有17%左右的铁和3%左右的硫。镍主要以镍黄铁矿形式存在,铜主要以黄铜矿形式存在,铁主要以磁铁矿形式存在,硫主要以磁黄铁矿和黄铁矿形式存在。为了给该尾矿中这些有价成分的综合回收提供依据,对该尾矿进行了再选试验。结果表明:采用铜镍浮选—硫浮选—铁磁选—磁选精矿再浮选脱硫的工艺流程,并在铜镍粗选时采用旋流喷射浮选柱、在铜镍精选前和磁选精矿脱硫前采用再磨手段,最终可获得铜、镍品位分别为1.21%和2.72%,铜、镍回收率分别为12.30%和16.59%的铜镍混合精矿,以及铁品位为65.12%、铁回收率为26.96%的铁精矿和硫品位为35.73%、硫回收率为87.54%的硫精矿。

广西某低品位铜镍矿石选矿工艺研究

广西某低品位铜镍矿石含铜0.25%、含镍0.43%,镍主要以镍黄铁矿形式存在,铜主要以黄铜矿形式存在,铜、镍矿物均有一定程度氧化且关系密切。为了给该矿石的开发利用提供依据,对其进行了选矿工艺研究。通过对优先浮铜再浮镍方案、铜镍混合浮选方案、铜镍混合浮选再分离方案以及磁选—铜镍混合浮选方案的对比,决定采用铜镍混合浮选方案处理该矿石。按该方案进行详细的试验研究,结果表明,在-0.074 mm占74%的磨矿细度下,以碳酸钠为矿浆调整剂、丁黄药为捕收剂、2号油为起泡剂,经1粗选2扫选2精闭路浮选,可获得铜品位为5.77%、镍品位为8.31%、铜回收率为86.33%、镍回收率为76.60%的铜镍混合精矿。

新疆某低品位难选铜镍矿石选矿试验

新疆某低品位难选铜镍矿石铜、镍品位分别为0.23%和0.69%,现场采用预选脱除滑石—铜镍混合浮选再分离铜流程获得铜精矿和铜镍混合精矿,铜镍回收率较低。为给现场工艺流程改造提供依据,进行了选矿试验研究。结果表明:在磨矿细度为-0.074 mm占80%条件下,以六偏磷酸钠+CMC为抑制剂、硫酸铜为活化剂、Z-200+J622为捕收剂,经1粗2精1扫铜镍混合浮选,铜镍混合精矿经3次铜精选,获得了含铜18.08%、铜回收率52.17%的铜精矿和含铜2.81%、含镍16.25%、铜回收率41.73%、镍回收率81.78%的铜镍混合精矿。与现场生产指标相比,铜、镍回收率分别提高了9.67和3.45个百分点,浮选指标明显得到改善。

某选矿厂铜镍分离选别工艺技术改造实践

亚克斯资源开发股份公司选矿厂多年来坚持技术攻关,改善选别流程,更新原有设备,提高选矿技术指标,选矿获得铜、镍两种精矿,其中伴生金属钴富集在镍精矿中。2011年将铜金属回收率由2010年的78.77%通过工艺调整、操作控制,合理用药等措施提高至80.27%。

哈密地区某难选铜镍矿贫矿选矿工艺研究

通过对哈密地区某难选铜镍贫矿进行了详细的浮选工艺研究,确定了工业生产的工艺流程。全流程闭路试验获得了镍精矿品位5.380%,回收率75.43%,铜精矿品位22.216%,回收率59.09%指标。

Process mineralogy of copper-nickel sulphide flotation by a cyclonic-static micro-bubble flotation column

In our study we investigated a refractory copper-nickel sulfide ore separation by using a cyclonic-static micro-bubble flotation column (FCSMC). The process mineralogy of the main products was studied. Using a scanning electron microscope-energy dispersive system (SEM-EDS) and an X-ray spectrometer the mineral category and content of samples were analyzed. By using a mineral liberation analyzer (MLA) the mineral liberation characteristics were revealed. It is shown that in roughing feed the monomers liberation degree of nickel pyrite and chalcopyrite take up 84.11% and 88.82%, respectively. In tailings, the lost nickel pyrite and chalcopyrite are mainly monomers. Therefore, strengthening the micro-fine particle recovery capacity is the key to increase recovery.