安徽某高砷含金硫精矿硫砷分离试验研究

针对安徽某含金硫精矿砷含量较高(达5.05%),无法销售的问题,进行了砷硫分离试验。结果表明,以活性炭为脱药剂,石灰为pH值调整剂,ZJY-7为抑制剂,丁基黄药为捕收剂,2^(#)油为起泡剂,优先浮选黄铁矿,浮选尾矿磨细至-0.074 mm占82.37%,经过1粗1扫磁选分离毒砂和磁黄铁矿,获得了可销售的含硫52.16%,含砷0.48%,含金1.86 g/t,硫回收率14.32%的硫精矿1,含硫35.81%,含砷0.63%,含金0.61g/t,硫回收率64.08%的硫铁精矿2和含砷16.46%,含金8.14 g/t,砷回收率91.25%,金回收率80.22%的含金砷精矿,合计硫回收率78.40%。试验结果可为同类矿山处理高砷含金硫精矿提供参考与借鉴。

铜硫浮选分离技术与药剂研究进展

硫化铜矿的选别工艺以浮选为主,黄铜矿与黄铁矿可浮性相似是二者难以分离的根本原因。总结了硫化铜矿浮选分离技术的研究现状,介绍了优先浮铜工艺、铜硫混浮-再磨-铜硫分离工艺、分支串流浮选工艺、等可浮工艺和部分优先-混合浮选工艺的特点,综述了硫化铜矿捕收剂和黄铁矿抑制剂的分类及优缺点,并展望了铜硫浮选分离技术与药剂的发展方向。

河南某含金银硫化铜矿选矿试验研究

对河南某含金银硫化铜矿开展了工艺矿物学和选矿试验研究。结果表明:矿石中主要有用元素铜含量为0.82%,伴生的有益组分为硫、金和银,主要有用金属矿物为黄铜矿、辉铜矿和黄铁矿,脉石矿物主要为石英。试验以新型药剂TB1021为铜硫分离捕收剂,采用混合浮选—铜硫分离工艺获得铜精矿和硫精矿,硫精矿再经摇床重选回收部分微细粒铜精矿。混合浮选采用丁基黄药和丁铵黑药组合捕收剂,总药剂用量为120 g/t,采用一粗两精三扫工艺流程;铜硫分离浮选采用新型捕收剂TB1021,采用一粗三精三扫工艺流程。最终获得铜品位为15.21%、铜回收率为80.13%,金品位为3.02 g/t、金回收率为66.51%,银品位为160.43 g/t、银回收率为41.82%的铜精矿,以及硫品位为49.13%、回收率为54.34%的硫精矿。

硫化铜矿快速-分支浮选新工艺探索

以云南思茅大平掌铜矿为研究对象,针对铜硫浮选分离工艺中存在药耗大、能耗高和浮选指标不理想等问题,采用分支浮选的方法浮选该铜矿。在对该矿工艺矿物学分析的基础上,对比研究了单支浮选和分支浮选工艺的浮选效果,并重点研究了快速-分支浮选联合工艺处理该矿的浮选效果。结果表明,目的矿物黄铜矿嵌布粒度较粗且与黄铁矿致密共生、连生。磨矿细度为-0.074 mm含量占比为70%时,大部分黄铜矿物得以单体解离,满足铜矿石选别工艺要求。分支浮选流程可有效提高精矿品位,技术优势明显,其中“快速-分支”联合浮选新工艺的技术指标最优,实现了大平掌硫化铜矿的高效回收和“增质降耗”。与常规单支浮选工艺指标相比,“快速-分支”浮选新工艺在保证铜回收率稳定的情况下可显著降低复合黄药和起泡剂DEP的用量,二者用量分别减少12%和31%左右,此时铜品位却有1.45个百分点的提升。在贵金属综合回收方面,新工艺对金银的回收同样存在明显的提升效果,金和银品位分别提高0.18和9.40个百分点,回收率分别提高3.01和13.97个百分点。

云南某贫细硫化铜矿石选矿工艺优化研究

云南某低品位细粒嵌布的铜矿石铜、硫品位分别为0.161%和9.704%,有价铜矿物嵌布粒度细,铜硫分离富集难度较大。为实现该硫化铜矿石资源的高效开发利用,在选厂原选矿流程及原矿工艺矿物学研究基础上,进行了系统的磨浮试验。结果表明:矿石采用磨矿—1粗2扫铜硫混合浮选—混浮粗精矿再磨—1粗3精2扫铜硫分离浮选闭路流程处理,可获得铜品位14.69%、铜回收率63.15%的铜精矿,硫品位29.16%、硫回收率75.10%的硫精矿,试验铜精矿品位较现场提高近3个百分点,铜回收率提高15个百分点以上,显著优于现场生产指标,达到了理想的综合回收铜硫效果。研究结果可作为工艺流程优化的依据。

低碱条件下新型抑制剂实现铜硫高效分离的试验研究

针对铜硫浮选分离过程中大量添加石灰引起的管道堵塞、矿浆环境差等问题,开发了一种新型黄铁矿抑制剂BY,应用于缅甸某硫化铜矿浮选试验并获得了良好的指标。该矿石含铜1.4%、硫8.95%,主要含铜矿物为黄铜矿,含硫矿物为黄铁矿和磁黄铁矿。采用抑制剂BY通过一粗两精一扫的浮选工艺流程,获得的铜精矿Cu品位为25.13%、回收率为93.47%,S品位为33.97%、回收率为19.93%。与石灰相比,精矿中铜品位和回收率分别提高了0.99和0.16个百分点,硫品位和回收率分别降低了1.01和2.14个百分点,闭路试验粗选pH值可由12降低至9.7,可实现低碱环境中铜硫的高效分离。

广东某高硫铁矿石脱硫工艺试验

为了合理开发利用广东某高硫铁矿石,针对铁精矿硫含量超标难以销售的问题,在矿石性质研究的基础上,进行了阶段磨矿—阶段磁选、浮选—磁选—浮选、磁选—浮选—磁选3种工艺方案的对比探索试验。试验结果表明:磁选—浮选—磁选工艺对该高硫铁矿石的脱硫效果最好,在一段磨矿细度为-0.074 mm 65%,磁场强度为80 kA/m的条件下进行弱磁选,可得到磁性产品和非磁性产品;将磁性产品再磨至-0.045 mm 90%,固定新型活化剂X用量3000 g/t,捕收剂丁基黄药用量90 g/t,起泡剂2^(#)油用量60 g/t,通过1粗1扫反浮选脱除硫铁矿,扫选尾矿在磁场强度为80 kA/m的条件下进行弱磁选,最终获得了铁品位64.88%、含硫0.42%、全铁回收率50.68%的合格铁精矿。

辽宁某含金银铜硫矿选矿试验研究

辽宁某含金银铜硫矿石中主要硫化矿物为黄铁矿和黄铜矿,二者粒度粗细不均,且密切共生,金银均以微细粒为主。采用铜硫混选—混合精矿再磨—铜硫分离的试验流程进行试验,在一段磨矿细度-0.074 mm矿物含量占59.7%,再磨细度-0.074mm矿物含量占96.9%,铜硫混合浮选以碳酸钠为pH调整剂、丁基黄药为捕收剂,铜硫分离以石灰为抑制剂,乙基黄药为捕收剂。获得铜精矿铜品位为27.52%、铜回收率为83.46%,铜、硫精矿硫品位分别为38.48%和49.62%,铜、硫精矿硫回收率分别为13.89%和80.98%,硫总回收率为94.87%;铜精矿中伴生金、银回收率分别为50.70%和53.78%的效果。实现了铜硫分离与回收及伴生元素金、银的有效回收。

某矽卡岩型铜硫矿资源综合回收工艺

这是一篇矿物加工工程领域的论文。针对某矽卡岩性铜矿石嵌布粒度较细及有价元素种类多,分别为铜、硫、铁和伴生元素银的特点。比较了铜优先浮选、铜硫混合浮选-铜硫分离两种工艺对资源综合回收的影响,其中铜硫混浮-铜硫分离工艺可以实现铜、硫、银的较好回收,同时磁铁矿有一定回收价值。实验可以得到铜品位24.39%、铜回收率91.68%的铜精矿,硫品位33.10%、硫回收率61.19%的硫精矿。银在铜精矿中得到了富集,银品位185 g/t、银回收率83.21%。浮选尾矿经再磨后磁选可以增加铁精矿回收率,经过两段弱磁选可以得到铁品位56.48%,铁回收率33.84%的铁精矿,该工艺可为同类型矿石选矿提供意见参考。

某难选高硫铁矿选矿试验研究

为更好地回收某难选高硫铁矿,对含铁30.49%、含硫2.35%的原矿,利用化学多元素分析、光学显微镜、矿物自动分析仪(MLA)等手段,对矿石的矿物组成、主要元素赋存状态、主要矿物的嵌布特征等进行了研究,并进行了选矿试验。结果表明:(1)磁铁矿矿物粒度总体较为细小,部分磁铁矿与黄铁矿、磁黄铁矿紧密嵌布;(2)采用“弱磁-铁粗精矿脱硫-再磨-弱磁”工艺,在一段磨矿细度为-0.074 mm占80%,二段磨矿细度-0.038 mm占95%条件下,可获得铁精矿含TFe 63.35%,含S 0.21%,铁回收率69.66%的指标。

某铜锌多金属硫化矿石选矿工艺试验研究

某铜锌多金属硫化矿石含铜0.38%、锌1.69%、硫12.48%,铜、锌、硫为主要有价回收元素。为实现铜、锌、硫的有效分离回收,开展了选矿工艺流程及药剂制度试验研究。结果表明:采用铜锌硫顺序优先浮选工艺,即优先选铜、再选锌、最后选硫工艺,在Z-200作为选铜捕收剂,硫酸锌和亚硫酸钠组合作为锌抑制剂,石灰作为硫抑制剂,乙基黄药和丁基黄药作为选锌捕收剂的条件下,闭路试验获得了铜精矿铜品位21.95%、铜回收率80.52%,锌精矿锌品位45.29%、锌回收率83.22%,硫精矿硫品位49.79%、硫回收率85.02%的试验指标。

云南大平掌铜矿分支串流浮选工艺试验研究

大平掌铜矿V2矿体低贫铜矿石出矿量逐年增加,企业生产运营成本有增无减。为优化铜浮选指标、增加企业效益,采用分支串流浮选工艺对大平掌硫化铜矿进行试验研究。试验结果表明,新工艺可将入选矿石铜品位从0.51%提高至0.91%,最终获得铜品位23.67%、回收率92.06%的铜精矿,其指标比常规浮选工艺分别高0.84和0.05百分点,且捕收剂总用量降低了1/4,总精选次数减少2次。分支串流浮选工艺提高了入选铜品位,优化了浮选内部流程结构和药剂制度,减少了药剂用量和精选设备,节能增效明显。

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。

青海某含铅锌金银复杂多金属矿综合回收工艺研究

为了合理开发青海某含铅锌金银复杂多金属矿,对该多金属矿进行了详细的选矿试验。试验结果表明:在原矿磨至-0.074 mm65%时,采用优先选铅—锌硫混合浮选—锌硫分离工艺流程,实现了铅、锌、硫的有效分离;试验室小型闭路试验获得了含铅73.62%、含锌1.89%、铅回收率77.01%的铅精矿,硫品位35.47%、含铅1.34%、含锌0.73%、硫回收率2.84%的硫精矿,含锌44.20%、含铅1.21%、锌回收率87.30%锌精矿,大大提高了资源利用率,经济效益显著。

低碱度铜硫矿浮选生产实践研究

安徽铜冠(庐江)矿业有限公司矿石为复杂含金铜硫矿石,含有铜、金和硫等多种有用金属元素,原设计铜硫矿浮选工艺使用石灰作为黄铁矿的抑制剂,在粗选和精选作业加入大量石灰,形成高碱度矿浆环境,实现铜硫分离,通过一年的生产实践证明,该工艺药剂消耗大,浮选指标差,且金回收率较低,综合生产成本高。针对此问题,通过对该铜硫矿石进行工艺矿物学研究,根据该矿石特点,以及金元素的赋存状态进行分析;通过小型试验、工业试验等实践探索,改变原本的工艺流程,采用低碱度铜硫混合浮选原则工艺流程,将粗选、扫选作业改为低碱度浮选,pH值维持在7~9,精选仍然保持高碱度实现铜硫分离。通过三年实践,实施局部低碱度浮选,取得了较好的经济效益和社会效益,铜回收率提高2%以上,金回收率提高9%以上,白银回收率提高了7%以上;同时,采用低碱度浮选也节省了石灰用量,减少了管道堵塞频次,稳定生产流程。

国外某高硫低锌尾矿锌强化回收试验研究

国外某高硫低锌尾矿中含锌2.69%、含硫47.08%,脉石矿物主要为滑石并且含有大量黄铁矿,硫含量过高是导致该矿石浮选指标差的主要原因。实验室通过条件试验指出石灰用量不足、硫酸铜用量过大导致现场精矿Zn品位低,并通过调整药剂用量、使用组合捕收剂以及添加黄铁矿辅助抑制剂Kg-1显著提高了精矿Zn品位。在最佳药剂制度下,采用一粗三精一扫,中矿按顺序返回的闭路流程,其中扫选不添加石灰,其他药剂减半,三次精选均添加石灰500 g/t调节矿浆pH值,最终试验获得的闭路锌精矿产品中Zn品位为42.86%、Zn回收率为71.93%,达到选厂要求浮选指标,实现了对该高硫低锌尾矿锌的高效回收利用。通过闭路试验探究有无Kg-1的添加对闭路锌精矿Zn品位的影响,试验结果指出Kg-1的引入能有效阻碍浮选过程中黄铁矿的上浮,显著提高锌精矿Zn品位。相对于未加Kg-1的闭路试验,锌精矿Zn品位提升13.76%,说明Kg-1是一种有效的黄铁矿抑制剂。Kg-1是一种有机小分子抑制剂,其分子头基有硫亲固原子,通过水解产生R-CSS-,能与被硫酸铜活化的黄铁矿表面的Cu^(2+)和Fe^(2+)形成不溶性络合物,阻碍捕收剂在黄铁矿表面的吸附,实现对黄铁矿的抑制。

中关铁矿铁精粉降硫提质试验研究

为了降低中关铁矿弱磁选铁精粉中的硫含量,进行了不同磨矿细度的塔磨磨矿—磁选降硫试验、浮选降硫试验、-0.045 mm粒级淘洗、全粒级淘洗试验研究。试验得出:铁精粉中的硫主要赋存在+0.045 mm粒级中,+0.045 mm粒级优先采用浮选脱硫,基本可实现生产要求,且可有效降低生产成本;若对铁精矿中硫含量要求高,可将-0.045 mm产品经过淘洗机处理,既可降低铁精矿中的硫含量,也可提高精矿铁品位。

黄铁矿与砷黄铁矿氧化浮选分离技术的研究进展

这是一篇矿物加工工程领域的论文。黄铁矿和砷黄铁矿属于常见伴生硫化矿,因二者的晶体结构与表面性质十分相近,所以其浮选分离一直是重要的研究课题。砷硫两种矿物浮选过程中会发生不同程度氧化反应,利用氧化处理技术强化二者的氧化差异,改变矿物本身固有的浮选行为,可以实现砷黄铁矿与黄铁矿的分离。论文从黄铁矿和砷黄铁矿的自身晶体结构与表面性质入手,详细介绍了黄铁矿和砷黄铁矿在氧化浮选分离工艺及机理方面的研究现状及进展,并对研究方向进行了分析展望,希望能够为砷硫矿物的绿色、高效浮选分离提供一定的借鉴。

某铅锌矿磁选脱硫流程考查及工艺优化研究

青海某含磁黄铁矿铅锌矿现阶段使用:“铅优先浮选-铅尾矿磁选脱磁黄铁矿-磁选尾矿浓密后锌硫分离”原则工艺流程处理原矿矿石,由于现阶段磁选脱硫作业生产流程稳定性差、脱硫产品中重金属含量高致使硫精矿产品不合格,锌硫分离指标差,所以进行了磁选脱硫流程考查工作。通过分析磁选工艺流程、磨矿分级效率、磁精矿产品质量等确定了影响提高磁选脱硫作业效率的关键因素,并以此为依据对原有的磁选脱硫流程进行了工艺优化,工艺优化后的现场生产磁选脱硫作业产率由原有的11.51%提高至18.22%,降低了后续锌硫分离的难度,且磁精矿含Zn由优化改造前的0.74%下降至0.19%,达到了合格硫精矿的销售标准。

磁选与反浮选联合工艺在海南某赤铁矿山的应用

海南某铁矿随着连续多年高产量开采,富矿资源日渐枯褐,原有工艺不适宜加工贫矿,须新建1条精粉加工生产线才能满足加工采场品位及已变化的贫矿需要,于是采用磁选-反浮选联合工艺,使铁矿资源得到有效回收。但新建生产线投产仍然达不到设计指标,通过对部分工艺流程的整改、全流程考查、生产调试,使各项技术指标达到设计要求。