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.

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.

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。

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。

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。

铜钼混合精矿预处理强化铜钼分离研究进展

铜钼硫化矿常常紧密共生且可浮性相近,二者的浮选分离一直是选矿研究的重点。铜钼矿石一般采用浮选方法进行分离,铜钼混合浮选—铜钼分离是目前工业上应用最为广泛的工艺,在混合浮选之后,通常先进行预处理,尽可能脱除铜钼混合精矿中的浮选药剂以及矿物表面残余的药剂,为铜钼分离提供条件。本文将铜钼分离预处理工艺分为三大类:一是解吸脱药法,二是机械脱药法,三是矿物表面的氧化处理。前两种是目前比较常用的预处理脱药方法,但仍存在着流程复杂、有污染等特点,而矿物表面的氧化处理除了可以达到脱药的目的,还可以实现铜矿物的表面氧化,增大铜钼的可浮性差异。铜钼混合精矿浮选分离预处理工艺研究对改善铜钼混合精矿的分选效果具有重要意义。

云南某硫精矿二次回收铅锌工艺研究

为了实现硫精矿中铅锌金属资源的二次回收,同时提高硫精矿的品质,采用工艺矿物学研究了矿物的嵌布特征和赋存状态,拟定了铅锌混浮的原则流程。硫酸铜作为闪锌矿活化剂、石灰作为黄铁矿抑制剂,丁基黄药、乙硫氮、丁铵黑药作为组合捕收剂。通过试验确定药剂制度,在一粗三精一扫的闭路试验中获得铅品位为5.49%(回收率为13.52%)、锌品位为38.11%(回收率为57.12%)的混合精矿。硫精矿经过提质后铅锌品位之和降至0.98%。

某含银高硫铜矿的选别流程对比试验研究

云南某含银高硫铜矿石中矿物组成较为复杂,目的矿物硫化铜、硫化铁矿物嵌布粒度不均匀且多数较细,银载体矿物分散。在矿石性质研究的基础上进行了选别流程对比试验研究。结果表明,采用优先浮选流程获得了铜品位21.60%、银品位602.84 g/t及铜回收率89.30%、银回收率54.39%的铜精矿,硫品位45.60%、硫回收率89.79%的硫精矿;采用混合浮选流程获得了铜品位21.24%、银品位598.42 g/t及铜回收87.38%、银回收率54.01%的铜精矿,硫品位46.38%、硫回收率87.92%的硫精矿。与混合浮选流程相比,在铜精矿中银回收率相近的情况下,优先浮选流程更充分地回收了矿石中的铜、硫,流程稳定可靠,对矿石适应性强,可为现场生产确定最终流程提供技术依据。

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。

某低品位难选铜铅锌硫化矿浮选分离试验研究

针对某铜铅锌多金属硫化矿主要矿物嵌布关系较复杂、有价矿物与脉石共生关系密切的特点,在原矿铜品位0.21%、铅品位2.37%、锌品位3.01%条件下,采用铜铅混合浮选-铜铅分离-锌浮选的弱碱工艺流程,以A22为铜铅混合浮选捕收剂,TZ01+硫酸锌为锌、硫矿物抑制剂,CZ08为锌浮选捕收剂,亚硫酸钠+CMC为铜铅分离抑制剂,最终获得了Cu品位22.09%、回收率70.48%的铜精矿,Pb品位59.48%、回收率89.35%的铅精矿和Zn品位45.00%、回收率86.96%的锌精矿。

基于MLA分析的某铜矿石选矿工艺初步研究

采用自动矿物参数分析系统(MLA)分析了某矽卡岩型铜矿矿物组成、嵌布关系,测定了不同磨矿细度下原矿及混合精矿产品的粒度分布特征及解离度特征,并根据该结果对该矿石进行了选矿工艺初步研究,确定选矿流程为:磨矿、铜硫混合浮选、粗精矿再磨、铜硫分离浮选。结果表明,在磨矿细度-74μm粒级占70%、再磨细度-20μm粒级占75%条件下,可以得到铜品位20.88%、铜回收率70.42%、银品位183.9 g/t、银回收率76.78%的铜精矿和硫品位32.65%、硫回收率91.47%的硫精矿。

新疆某低铜辉钼矿浮选试验研究

新疆某辉钼矿含钼0.12%、铜0.009%,针对矿石中有微量的黄铜矿与辉钼矿连生的性质,为降低钼精矿含铜量,提高钼精矿品位与回收率,采用铜钼混选-粗精矿再磨-抑铜浮钼工艺流程进行了试验研究。结果表明:在试验获得的工艺参数下,得到的钼精矿钼品位49.55%、钼回收率82.41%;铜粗精矿含铜0.25%、金2.45 g/t,铜、金回收率分别为89.85%和63.12%;原矿中0.14 g/t的金主要富集在铜粗精矿中。试验有效回收钼的同时,实现了对铜、金的综合回收。

体相纳米气泡的制备方法及强化细颗粒矿物浮选机理研究现状

体相纳米气泡是分散在溶液中的亚微米气体域,它们应该能存活几个小时甚至几天。过去二十多年,体相纳米气泡的应用越来越广泛。体相纳米气泡技术是一种新兴的解决方案,用于应对气候变化、环境挑战、工业过程中的成本和能源降低、治疗和诊断技术的优化以及其他应用。虽然体相纳米气泡的生产和开发是一个新发展的领域,但已经有许多关于其性质的报道和研究,并有望在各个领域实现。特别是大量关于体相纳米气泡在浮选中应用的报道不断涌现。目前,体相纳米气泡浮选强化作用已被各种细颗粒矿物的浮选性能所广泛验证,为细颗粒矿物浮选提供了一种高效、低能的分选技术。本文总结了体相纳米气泡常用的制备方法,包括水力空化法、电解法、多孔膜法等。基于体相纳米气泡的特殊性质,归纳了体相纳米气泡强化细颗粒矿物浮选的机理,特别是体相纳米气泡与矿物颗粒间的作用机制以及对矿物颗粒表面性质的影响。在此基础上,指出了体相纳米气泡在细颗粒矿物浮选领域的研究方向,为后续研究提供了新的思路。

广西铜铅锌复杂多金属矿浮选分离试验

广西铜铅锌矿为典型复杂难选多金属硫化矿,黄铜矿与闪锌矿互相包裹、交代共生,在浮选分离时难以获得合格的铜精矿产品。经试验研究,采用“抑锌—浮选铜铅—铜铅分离—铜铅混合浮选尾矿选锌”工艺,以氧化钙、硫酸锌配合实验室新制的锌抑制剂CZ-002抑制闪锌矿和硫化铁矿物,实验室新合成捕收剂CY-2A浮选铜铅。最终闭路试验获得铜精矿铜品位22.48%、回收率70.11%;铅精矿铅品位57.39%、回收率84.84%;锌精矿锌品位51.93%、回收率88.42%。试验指标较好,实现了铜铅锌多金属的有效分离。