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。

艾萨磨在某高硫铜锌混合粗精矿铜锌分离中的应用

某高硫铜锌混合粗精矿在铜锌分离过程中难以获得铜品位18%以上的铜精矿,为解决铜精矿品位偏低的问题,进行了艾萨磨再磨工艺与现场球磨+水力旋流器再磨分级工艺对比试验研究。试验结果表明:采用艾萨磨工艺,铜锌分离作业可获得铜品位20.52%、锌含量2.38%、铜回收率89.32%的铜精矿,与现场球磨再磨工艺相比,铜精矿品位提高了2.82个百分点,锌含量降低了1.17个百分点,铜回收率提高了3.98个百分点。

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。

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。

某磁黄铁矿型低品位铜矿石选铜工艺试验

某磁黄铁矿型低品位铜矿为了提高黄铜矿中铜的有效回收,针对该铜矿中伴生磁黄铁矿对铜的有效分离回收带来困难的问题,进行了2粗2扫3精铜工艺流程试验研究。研究结果表明:通过该工艺对含铜0.458%、含硫6.74%、含铁27.32%的低品位铜矿石进行选别,获得了铜品位20.25%、铜回收率92.04%的铜精矿,选铜尾矿通过磁选选铁并进行铁精矿脱硫,获得了铁品位68.78%、含硫0.33%、铁回收率16.65%的高品质铁精矿,另外脱硫泡沫含硫23.14%、含铁63.10%、硫回收率26.00%、铁回收率14.37%;为同类磁黄铁矿伴生状态下黄铜矿中铜的有效回收提供了借鉴。

从河口铜矿石中回收铜铁硫的选矿试验

云南河口铜矿石含Cu 0.59%、S 4.57%、Fe 26.98%,属伴生硫铁的低品位硫化铜矿石,铜、硫、铁在矿石中分别主要以黄铜矿、黄铁矿、磁铁矿形式存在,但有少部分黄铜矿与黄铁矿形成固熔体。采用铜硫混合浮选—铜硫分离浮选—浮选尾矿弱磁选工艺对该矿石进行综合回收铜、硫、铁的选矿试验,得到了铜品位为18.03%、铜回收率为93.07%的铜精矿,硫品位为52.02%、硫回收率为56.34%的硫精矿和铁品位为61.90%、铁回收率为27.38%的铁精矿,从而为该矿石的合理开发利用提供了技术依据。

提高拉拉铜矿资源综合利用率的选矿新工艺研究

拉拉铜矿是我国西南地区典型的铁铜多金属矿之一,矿石中有价金属元素种类多,包括铜、钴、钼、铁、金、银等;其中,铜矿物主要有黄铜矿、辉铜矿、蓝辉铜矿;钴元素较为分散,主要的载体矿物为黄铁矿。为进一步提高拉拉铜矿铜、钴资源的综合利用率,进行了硫化矿物全混合浮选-粗精矿再磨再选的新工艺试验研究,试验结果表明新工艺不仅能有效的解决原工艺钴回收率低的问题,而且可以改善浮选作业环境、稳定生产操作和提高回水利用率。小型闭路试验获得铜精矿铜品位和回收率分别为24.91%和93.44%,钼精矿钼品位和回收率分别为47.08%和78.56%;钴硫精矿钴品位和回收率分别为0.41%和84.03%的良好指标。

甘肃某低品位难选铜硫矿选矿试验

根据甘肃某低品位难选铜矿石的特点,进行了铜硫混合浮选、混合精矿铜硫分离条件研究,试验确定的工艺技术条件可有效解决次生硫化铜含量高所造成的铜硫难以分离问题。在铜硫混合浮选磨矿细度为-0.074mm占70%、铜硫混合精矿再磨细度为-0.043 mm占90%的情况下,采用1粗2精1扫混浮铜硫、铜硫混合精矿再磨后1粗1扫2精铜硫分离、中矿顺序返回流程处理该矿石,最终可获得铜品位为16.25%、回收率为63.92%的铜精矿,以及硫品位为37.45%、回收率为80.10%的硫精矿。

某含泥高硫混合铜矿选矿试验研究

该矿石含泥量较高,黄铜矿与黄铁矿致密共生,原矿铜品位为0.99%,硫品位为18.32%。试验采用原矿洗矿—铜硫混合浮选—混合精矿再磨分离的原则流程。磨矿至-0.074 mm粒级含量占56%进行铜硫混选,混合精矿再磨矿至-0.074 mm粒级含量占90%进行铜硫分离。通过考察药剂制度对浮选的影响采用硫化钠400 g/t,丁基黄药∶丁基铵黑药(4∶1)80 g/t,松醇油35 g/t,石灰为1500 g/t,获得品位为15.95%、回收率为88.23%的铜精矿和品位为32.13%、回收率为69.84%的硫精矿。对同类别含泥高硫混合铜矿选矿具有一定指导意义。

某高泥高硫硫化铜矿选矿试验研究

某硫化铜矿含铜1.03%,含硫8.12%,铜矿物嵌布粒度较细,且存在大量易泥化脉石矿物,难以获得理想的选矿指标。以Z-200为捕收剂,BK204为起泡剂,采用"铜硫混选-铜硫分离"工艺流程,闭路试验可获得铜精矿含铜23.70%,铜回收率87.17%,硫精矿含硫41.34%,硫回收率60.88%,取得了较好的浮选指标,实现了资源的有效利用。

磁黄铁矿型铜铁多金属矿选矿研究进展

根据磁黄铁矿型铜铁多金属矿的分选难点并结合磁黄铁矿的特殊性质,着重从铜硫分离、铁矿脱硫的浮选药剂和选矿工艺两方面梳理了磁黄铁矿型铜铁多金属矿的国内外选矿研究现状及进展。

西藏某细粒嵌布难选硫化铜矿选矿实验研究

西藏某细粒嵌布难选硫化铜矿含铜0.45%,含硫3.1%,铜氧化率9.91%,矿石中铜矿物以黄铜矿为主,黄铜矿分布极不均匀,部分呈微细粒状,与脉石不易单体解离,是影响铜矿物回收的重要因素。实验采用铜硫混浮、粗精矿再磨后铜硫分离、铜硫混浮尾矿脱硫的工艺流程,药剂制度以石灰为调整剂,A4和丁铵黑药为铜矿物捕收剂,戊基黄药为黄铁矿捕收剂,MIBC为起泡剂,闭路实验取得了良好的选矿技术指标:铜精矿铜品位25.32%,铜回收率85.56%;金品位21.02 g/t,金回收率63.37%;银品位119.25 g/t,银回收率80.53%。同时,获得一个含硫19.82%、回收率78.20%的硫精矿,矿石中的黄铁矿得到综合回收。

广东某含硫铁低品位铜矿石选矿工艺研究

广东某含硫铁低品位铜矿石主要有用元素铜、硫、铁品位分别为0.51%、27.68%、34.07%。铜赋存状态复杂,以次生硫化铜形式存在的铜占总铜的54.91%,水溶性铜占总铜的26.39%,采用常规浮选方法选别铜回收率低。为探索该矿石中铜、硫、铁的高效分选工艺,对其进行了选冶工艺研究。结果表明:原矿磨细至-0.074 mm占72%时,采用p H=3的硫酸溶液为浸出剂,在液固比为4 m L/g、搅拌转速为1 400 r/min、浸出时间为24 h条件下浸铜,可以获得铜浸出率为93.33%的指标;铜浸渣经自来水搅拌洗涤至p H=6以后,以丁黄药为捕收剂、2号油为起泡剂,经1粗1扫硫浮选,可获得硫品位为48.44%、对铜浸渣回收率为95.57%的高品质硫精矿;浮硫尾矿在磁介质为2mm棒介质、脉动冲程为16 mm、冲次为280次/min、背景磁感应强度为0.6 T条件下,经1次高梯度强磁选选铁,可获得铁品位为51.42%、对铜浸渣回收率为17.02%的铁精矿。以上试验结果说明,采用铜浸出—硫浮选—铁磁选的工艺流程可以实现矿石中铜硫铁的有效分离。

某多金属矿重选中矿分选试验

为开发利用某多金属矿山选矿厂重选中矿中的铜铋硫铁等有价元素,对参照现场选矿工艺制备出的重选中矿试样进行了选矿试验。结果表明:试样经过铜、铋、硫混浮,混浮精矿摇床重选选铋,选铋尾矿抑硫浮铜,混浮尾矿弱磁选选铁流程处理,获得了铋品位为41.59%、回收率为29.13%的铋精矿,铜品位为21.03%、回收率为66.31%的铜精矿,硫品位为42.87%、回收率为90.25%的硫精矿,以及铁品位为68.06%、回收率为21.11%的铁精矿。各精矿产品指标较好,因此,铜铋硫混浮—摇床重选选铋—抑硫浮铜铜硫分离-弱磁选选铁工艺是该中矿高效开发利用的合理工艺。

西藏低品位铜矿石浮选试验研究

针对西藏某低品位铜矿石进行了浮选试验研究,采用铜硫混合浮选-混合精矿再磨-铜硫分离工艺流程,获得了铜精矿含铜23.39%、回收率82.17%,硫精矿含硫36.58%、回收率61.97%。

某铁硫铜复杂多金属矿选矿试验

对安徽某铁硫铜多金属矿进行了矿石性质研究,铁硫铜嵌布关系复杂、嵌布粒度粗细不均。对原矿进行阶段磨矿,进行了磁选和浮选组合工艺试验,可获得铁品位66.08%、硫品位为0.148%、铁回收率为81.09%的铁精矿;硫品位为41.27%、硫回收率为75.08%的硫铜混合精矿。根据试验结果,推荐的试验流程为阶段磨矿—弱磁选—硫铜混浮—铁精矿脱硫选矿工艺流程。

柿竹园钼铋硫无氰回收新工艺工业化应用研究

以柿竹园东波选厂无水玻璃钼铋硫全浮精矿为研究对象,使用抑制剂T-706替代氰化钠,进行了无氰钼铋混合浮选-钼铋分离新工艺小型试验及工业化应用研究。结果表明,使用T-706替代氰化钠,取得了较好的试验指标,钼铋一粗三精三扫混合浮选、一粗五精三扫钼铋分离小型试验获得了钼品位47.32%、回收率93.45%、含铋0.98%的钼精矿,铋品位29.27%、回收率94.35%、含钼0.96%的铋精矿,以及硫品位35.98%的硫精矿;工业试验获得了平均钼品位46.28%、回收率80.84%的钼精矿和平均铋品位29.05%、回收率68.09%的铋精矿,实现了柿竹园东波选厂钼铋硫高效回收。

某铜铁硫矿选矿厂改扩建设计与生产实践

对某铜铁硫矿选矿厂进行改扩建设计,在原有选矿厂厂房内,通过优化工艺流程,选用相对大型的设备,将选矿厂生产能力提升至原来3倍多,获得了铜精矿品位提高1.04%,回收率提高3.26%,铁精矿品位提高1.82%,回收率提高6.72%,硫精矿品位提高2.73%,回收率提高5.19%的成果,大幅提升了企业的经济效益,并且改善了车间内操作环境。

新疆某低品位钼矿石高效利用选矿试验

新疆某低品位钼矿石钼品位仅0.076%。矿石中除钼外,还伴生含量为0.033%的铜和含量为1.232%的硫。虽然钼、铜、硫主要以辉铜矿、黄铜矿、黄铁矿形式存在,但它们共生关系密切,分离困难。根据矿石性质开展综合回收钼、铜、硫的选矿试验,首先将原矿粗磨至-0.074 mm占85%后进行钼铜硫的混合浮选,然后将钼铜硫混合精矿细磨至-0.043 mm占95%后进行钼铜与硫的分离浮选,最后对钼铜混合精矿进行钼与铜的分离浮选,并在钼铜硫混合浮选过程中使用新型捕收剂GZW101和新型抑制剂GTS、在钼铜分离浮选过程中使用新型抑制剂GLN,最终获得了钼品位为47.03%、钼回收率为73.20%的钼精矿以及铜品位为14.89%、铜回收率为77.26%的铜精矿和硫品位为54.26%、硫回收率为88.94%的硫精矿,从而为该矿石的高效利用提供了依据。

德兴铜矿大山选矿厂选硫工艺优化

介绍了德兴铜矿大山选矿厂不断改进和优化选硫工艺流程的经验。通过工艺流程改造,合理配置旋流器,逐步实现了高效低耗回收硫资源,选硫作业回收率提高了7.21%,选硫边界品位由22%降至18%。