云南某难选氧硫混合铜矿石的新型药剂浮选试验研究

云南某氧硫混合铜矿石氧化率高、铜矿物嵌布粒度细、钙镁等易泥化脉石含量高,为充分利用该矿石资源,采用“铜硫混合浮选—混合精矿铜硫分离—混浮尾矿再选氧化铜”流程开展了新型药剂浮选试验研究。在磨矿细度为-0.074 mm占85%的条件下,应用新型捕收剂KM23和起泡剂730A选出混合铜硫精矿,应用组合抑制剂石灰+LY分离浮选出硫化铜矿物,应用组合活化剂硫化钠+氯化铵浮选出氧化铜矿物,最终获得铜品位为22.56%、铜回收率为42.91%的硫化铜精矿和铜品位为20.64%、铜回收率为27.18%的氧化铜精矿,铜综合回收率为70.09%。有价金属银在铜精矿中富集,硫化铜精矿含银145.7 g/t、氧化铜精矿含银91.17 g/t。研究结果可作为该矿石开发利用的依据。

选铁尾渣铜、钴、硫综合回收工艺研究及半工业调试

尾渣的二次资源化利用对缓解资源紧张、矿业可持续发展具有十分重要的意义。秘鲁某选铁尾渣量大,含有较高的Cu、Co、S等有价元素,其金属矿物在海水富离子介质条件下受溶解蚀变及上游选厂铁精矿脱硫降锌作业大量浮选药剂深度活化,分离回收难度较大。通过对矿石性质研究,采用阶段磨矿-混合浮选-铜与硫钴分离的工艺,在实验室小型试验的基础上进行半工业调试,取得较好的Cu、Co、S综合回收效果。

高压辊磨对某铜矿浮选指标影响的研究

为了研究高压辊磨破碎对国内某低品位铜矿石后续浮选指标的影响,采用单因素分析方法进行了高压辊磨破碎试验、浮选优化条件试验和浮选开路对比试验。结果表明,在磨矿细度-0.074 mm占65%,粗选氧化钙用量1000 g/t、MAC-12用量20 g/t、丁基黄药用量10 g/t,扫选MAC-12用量10 g/t、丁基黄药用量5 g/t条件下,经1粗1扫浮选流程,常规破碎产品浮选可获得铜、硫品位分别为4.31%和22.46%,铜、硫回收率分别为74.382%和79.053%的粗精矿;辊压产品浮选粗精矿铜、硫品位分别为4.76%和23.06%,铜、硫回收率分别为88.137%和87.082%。铜、硫品位分别提高0.45和0.60个百分点,铜、硫回收率分别提高13.755和8.029个百分点。由此可知,通过高压辊磨破碎作业,可提高该铜矿石浮选精矿的铜、硫品位和回收率。

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。

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。

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。

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。

四川某次生硫化铜矿选矿试验研究

四川某次生硫化铜矿含铜0.42%,通过对磨矿细度、药剂种类、药剂用量以及粗精矿再磨细度等因素对选别指标的影响进行深入研究,最终采用了粗磨铜硫混选-粗精矿再磨-铜硫分离的工艺流程,得到品位为25.13%,回收率为92.35%的铜精矿,实现了该次生硫化铜矿的高效回收。

重选-浮选联合工艺回收硫氧混合型矿石中的铜、金

老挝某硫氧混合型铜矿矿石铜品位1.23%,铜氧化率为26.02%,含金3.03 g/t,大部分金以粒间形式和包裹形式存在。矿石中含有10%明金,可采用重选将其预富集,硫化铜矿物及其它形式金矿物占比大,宜进行浮选。采用重浮联合流程对铜、金进行综合回收,避免明金的损失,获得技术指标为:重选精矿金品位高达915.50 g/t、金回收率12.09%;在活化剂采用硫化钠1000 g/t+硫酸铵500 g/t、捕收剂采用戊基黄药60 g/t+丁基铵黑药60 g/t最佳工艺参数条件下,浮选精矿中铜品位达27.48%、作业回收率为91.38%,金品位为59.25 g/t、作业回收率为90.93%,很好地实现了对铜、金的综合回收。

国外某低铜锌高硫复杂金银矿选冶综合回收试验研究

针对国外某金银矿中黄铁矿含量高、铜锌品位低(Cu 0.11%、Zn 0.22%)、部分金以硫化矿粒间金及裂隙金赋存,银矿物种类多而杂的特点,采用“尼尔森重选-铜优先浮选-全硫混浮抛尾-全硫精矿细磨浸出-氰化尾渣选锌”的选冶联合新工艺,实现了该矿中金、银矿物的绿色分类快速提取和伴生低品位铜、锌矿物的高效综合回收。选冶全流程试验获得总回收率:Au 91.0%、Ag 77.3%、Cu 77.5%、Zn 63.2%,其中重选金银精矿含Au 41523.71 g/t、Ag 13763.36 g/t,铜精矿中含Au 400.8 g/t、Ag 5429.00 g/t、Cu 21.19%,锌精矿中含Zn 35.14%,全硫混浮尾矿(抛废)产率为74.6%。

抑制剂HS-1在铜硫分离中的作用机理研究

铜硫浮选分离过程中加入大量的石灰抑制黄铁矿会有诸多弊端,如矿浆发黏、管道结垢、发生“跑槽”、降低金银回收率等,因此开发新型抑制剂实现低碱度条件下的铜硫分离具有重大意义。HS-1是一种用于硫化矿浮选的选择性抑制剂,为研究HS-1在铜硫分离中的作用机理,以黄铜矿和黄铁矿纯矿物为研究对象,进行了纯矿物浮选、人工混合矿浮选、接触角测量、吸附量测试和红外光谱分析(FTIR)等工作。浮选试验结果表明,在矿浆pH=7、丁铵黑药用量9 mg/L、2#油用量20 g/t的条件下,当HS-1用量为150 mg/L时可使黄铁矿回收率降低至20%以下,而黄铜矿回收率保持在85%以上;接触角测量和吸附量测试表明,HS-1作用可以大幅度减少丁铵黑药在黄铁矿表面的吸附量,并使黄铁矿表面亲水,从而降低黄铁矿的可浮性;红外光谱分析表明,HS-1可以选择性地与黄铁矿作用,减弱黄铁矿表面因丁铵黑药作用而产生的特征峰,同时生成新的吸收峰,阻碍丁铵黑药在黄铁矿表面的吸附。因此,HS-1可以选择性抑制黄铁矿,实现低碱条件下的铜硫分离。

刚果金某含碳硫氧混合铜矿石浮选试验

刚果金某含碳硫氧混合铜矿铜品位1.27%,矿石氧化率25.98%,选别过程中存在药剂消耗量高、易泥化、选别指标低等问题。为实现该混合铜矿资源的高效利用,对其开展浮选试验研究。研究结果表明:在硫氢化钠用量为460 g/t、丁基黄药用量为190 g/t、Z200用量为120 g/t、2号油用量为180 g/t的条件下,采用两粗两扫三精的混合浮选工艺流程,可获得铜品位17.10%、铜回收率80.76%的铜精矿。

西藏某次生铜矿铜铅分离试验研究

西藏某次生铜矿为铜铅混合矿石,铜矿物主要以辉铜矿形式存在,铅矿物以方铅矿形式存在。通过探索试验可知,该矿石所得精矿中铜、铅2种元素分离困难,故最终确定采用优先选铜再选铅的浮选流程,采用抑制剂YS02和YS04可实现对方铅矿的有效抑制,高选择性捕收剂BS09可获得铅品位合格的铜精矿。在磨矿细度-0.074 mm占比65%,选铜作业流程为一次粗选三次扫选,选铅作业流程为一次粗选三次扫选三次精选条件下获得铜品位24.63%、铜回收率81.05%的铜精矿,铅品位45.59%、铅回收率81.32%的铅精矿,试验指标较为理想。

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。

国外某高硫铜矿石的选矿工艺研究

针对国外某高硫铜矿样,分别进行了先铜后硫的优先浮选工艺及铜硫混选分离工艺流程试验研究。结果表明,优先选铜工艺流程铜硫指标明显较好。不仅铜精矿品位较铜硫混选工艺显著高出11.30个百分点,铜回收率也高出1.41个百分点,而且硫精矿中硫的品位也较铜硫混选工艺显著高出12.83个百分点,硫回收率也高出9.62个百分点。优先选铜工艺流程小型闭路试验,可以获得铜精矿和硫精矿两种精矿产品,铜品位31.23%、铜回收率89.75%的铜精矿,硫品位45.78%、硫回收率61.09%的硫精矿。

江西某含铜黄铁矿浮选试验研究

江西某含铜黄铁矿铜含量为1.33%,其中氧化铜占15.79%,矿石硫含量为32.24%。为开发利用该矿石,在磨矿细度为-0.074 mm占70%条件下,以石灰为pH调整剂,APII为选铜捕收剂,丁基黄药为选硫捕收剂进行闭路试验,获得了铜精矿铜品位17.97%,铜回收率72.21%,金品位4.69 g/t,银品位160.53 g/t,以及硫精矿硫品位48.93%,硫回收率89.05%的浮选指标。实现了矿石中有价金属的回收利用,为高效开发利用该矿石提供了依据。

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。

刚果(金)某硫化铜矿选矿工艺试验

为高效开发利用刚果(金)某硫化铜矿资源,针对选矿厂浮选回收率较低的问题,在矿石性质研究的基础上,进行了选矿工艺试验研究。试验结果表明:该硫化铜矿中的含铜矿物主要以黄铜矿为主,铜品位为2.03%,铜金属主要分布在-0.038 mm粒级;矿石在磨矿细度-74μm70%、捕收剂丁基黄药用量60 g/t、2#油用量30 g/t的条件下,经1粗3精2扫闭路浮选工艺,可获得铜品位为26.20%、铜回收率为85.70%的铜精矿,该研究结果可为浮选方法回收该硫化铜矿石提供技术依据。

陕西某高硫铜矿选矿试验研究

陕西某高硫铜矿石中矿物组成复杂,目的矿物黄铜矿、黄铁矿矿物嵌布粒度不均匀且多数较细。在矿石性质研究的基础上进行了选别流程对比试验研究。证明与混合浮选流程相比,在铜精矿处于同一品级时,优先流程所得回收率高于等可浮流程的铜回收率,可作为选厂确定选别流程的技术依据。