某低品位铜金矿铜硫分离试验研究

我国的铜矿资源丰而不富,铜矿资源仍是国内短缺的矿种。实现低品位铜矿资源的高效开发和利用对我国铜业经济的稳定发展具有重要的意义。某低品位铜金矿石铜品位0.501%,含金0.4 g/t,硫品位3.88%。铜矿物以硫化铜为主,占总铜的96%,铜矿物嵌布粒度较细,且与黄铁矿致密共生。通过详细的浮选条件试验(磨矿细度、捕收剂用量、铜硫分离CaO用量及磨矿细度)和工艺流程试验(扫选次数和精选次数),最终采用了"阶段磨矿-混合浮选-铜硫分离"的浮选工艺,粗选磨矿细度为-0.074 mm 58.13%,矿浆的p H值约为6,添加100 g/t的硫酸铜为活化剂,采用丁基黄药和丁胺黑药为组合捕收剂,用量为300 g/t(丁基黄药:丁胺黑药=2∶1),铜硫分离的磨矿细度为-0.045 mm 82.45%,石灰的添加量为2 kg/t,采用一次粗选、两次扫选和三次精选的工艺流程可实现铜、金和硫的有效回收。闭路试验结果表明:铜精矿品位为19%左右,含金约9.5 g/t;铜和金的选矿回收率分别为Cu 78.16%和Au 50.90%。试验所采用的浮选工艺流程简单,生产成本低。可为下一步铜选厂的建设提供技术参考和决策依据。     

某含金复杂铜硫矿石低碱度浮选工艺试验研究

某复杂含金铜硫矿石中铜、金和硫的品位分别为0.82%、1.20 g/t和11.30%,对该铜硫矿石进行详细的工艺矿物学研究,针对该矿石特点,在低碱度条件下应用铜硫优先浮选原则工艺流程。闭路试验结果 表明：在磨矿细度-74 μm占85%的条件下,以氧化钙为硫铁矿抑制剂（矿浆pH值为9~10）,Z-200为铜矿物捕收剂,经1次粗选、1次扫选和2次精选的铜浮选流程可获得铜品位为18.42%、铜回收为84.97%,含金15.52 g/t、金回收率为48.78%的铜精矿;浮铜尾矿再添加硫铁矿活化剂QH,以丁基黄药为捕收剂经1次粗选、1次扫选和2次精选的硫浮选流程可获得硫品位为45.42%、硫回收率为65.33%的硫精矿。金在铜精矿中有效富集, 在低碱度的条件下原矿实现了有价金属的综合回收。     

某含金复杂铜硫矿石低碱度浮选工艺试验研究

某复杂含金铜硫矿石中铜、金和硫的品位分别为0.82%、1.20 g/t和11.30%,对该铜硫矿石进行详细的工艺矿物学研究,针对该矿石特点,在低碱度条件下应用铜硫优先浮选原则工艺流程。闭路试验结果 表明：在磨矿细度-74 μm占85%的条件下,以氧化钙为硫铁矿抑制剂（矿浆pH值为9~10）,Z-200为铜矿物捕收剂,经1次粗选、1次扫选和2次精选的铜浮选流程可获得铜品位为18.42%、铜回收为84.97%,含金15.52 g/t、金回收率为48.78%的铜精矿;浮铜尾矿再添加硫铁矿活化剂QH,以丁基黄药为捕收剂经1次粗选、1次扫选和2次精选的硫浮选流程可获得硫品位为45.42%、硫回收率为65.33%的硫精矿。金在铜精矿中有效富集, 在低碱度的条件下原矿实现了有价金属的综合回收。     

紫金山尾矿回收明矾石与地开石的浮选试验研究

针对紫金山铜矿铜硫浮选的尾矿进行了选矿工艺研究。采用抑明矾石浮地开石工艺,加入抑制剂淀粉、HY抑制明矾石,十八胺捕收地开石;油酸钠作为明矾石的捕收剂,可以实现紫金山铜硫浮选尾矿回收地开石、明矾石,在淀粉用量1.2 kg/t、HY的用量175 g/t、十八胺用量38 g/t、矿浆p H 7.5、油酸钠210 g/t时,可以得到地开石精矿品位为51.09%、明矾石的含量为17.80%,明矾石精矿品位58.52%、地开石的含量为19.37%,达到工业用二级标准。     

福建川石金矿浮选试验研究及生产实践

福建川石金矿选矿厂前期采用常规浮选工艺生产金精矿,浮选采用一次粗选、三次精选、四次扫选工艺流程,丁基铵黑药和丁基黄药作为捕收剂、松醇油为起泡剂、硫酸铜为活化剂、石灰用作p H值调整剂,选矿厂尾矿中金品位为0.82g/t,金选矿回收率为61.87%。经过工艺流程的优化,调整为一次粗选、两次精选、三次扫选,捕收剂丁基铵黑药30 g/t,丁基黄药100 g/t,起泡剂松醇油30 g/t、SC 15 g/t。最终选矿厂尾矿中金品位降至0.28 g/t,金的回收率为87.32%,年增加经济效益可达1 259.42万元。     

齐大山选矿厂混磁精矿DA-1捕收剂浮选试验

针对齐大山选矿厂混磁精矿进行了浮选条件试验,确定了适宜的药剂制度：浮选温度为20℃,矿浆pH值为11.5,捕收剂DA-1用量为600 g/t,抑制剂淀粉用量为600 g/t。在适宜药剂制度条件下,进行了开路试验和一次粗选、两次扫选的闭路试验。经过闭路试验,获得了精矿品位为67.31%,精矿回收率为87.90%的铁精矿,尾矿品位为11.81%的良好指标。     

程潮铁矿干选湿式磁选尾矿浮选脱硫试验研究

为了实现矿产资源的高效综合利用,针对程潮铁矿干选湿式磁选尾矿中硫元素的回收问题,进行了尾矿成分分析与浮选脱硫试验研究。试验结果表明:在矿浆p H值为7.42,捕收剂丁基黄药用量150 g/t,起泡剂2号油用量53.8 g/t,矿浆浓度25%的条件下,闭路试验获得了硫精矿品位22.97%,硫回收率53.38%的指标,达到了浮选脱硫的试验目标。     

某炼铜炉渣的选矿试验

某铜冶炼厂炼铜炉渣含铜0.652%,原直接堆存处置。近年来不仅堆存成本居高不下,还造成环境污染和资源浪费。为回收利用其中的铜,在分析炼铜炉渣性质的基础上,进行选矿试验。采用1粗1扫浮选流程,分别进行了磨矿细度、矿浆p H、捕收剂条件试验,确定最佳的粗选条件为磨矿细度-0.074 mm 93.58%、碳酸钠调节矿浆p H为10.14、捕收剂丁基黄药+丁胺黑药+Z-200用量为100 g/t+100 g/t+50 g/t。最终经1粗2精2扫、中矿顺序返回闭路试验,可获得铜品位为12.73%、回收率为68.93%的铜精矿,尾矿铜品位仅0.21%,为合理开发利用该炼铜炉渣提供了依据。     

从炼铜水淬渣中浮选回收铜的试验研究

对湖北某铜冶炼厂的炼铜水淬渣(含铜1.06%)进行了浮选回收铜的试验研究。考察了磨矿粒度、矿浆浓度、pH值以及药剂用量等因素对炼铜水淬渣铜的浮选指标的影响。实验表明, 当磨矿粒度-0.074 mm占95%、矿浆浓度为30%、pH值为7.0、捕收剂(丁铵黑药与丁基黄药按1∶1配制)、活化剂(硫化钠)、分散剂(六偏磷酸钠)的用量分别为240 g/t、800 g/t、800 g/t时, 粗选铜的回收率为64.65%, 粗精矿铜的品位达到4.54%。     

钼尾矿综合回收硫铁试验研究

对河南某钼尾矿矿石性质进行研究,发现具有回收黄铁矿和磁铁矿的价值。在活化剂硫酸、捕收剂异丁基黄药、起泡剂2号油用量分别为200g/t、50g/t、35g/t的浮选药剂制度下,钼尾矿采用一粗一精一扫浮选闭路流程,可获得硫精矿品位41.21%,回收率87.68%的选别指标。选硫尾矿再通过一段磁选-再磨-二段磁选的工艺流程,获得铁精矿品位62.72%,全铁回收率41.86%的选别指标。     

浮选回收某缓冷铜冶炼渣中的铜

某闪速炉缓冷铜渣含铜1.01%,主要有用矿物为斑铜矿、辉铜矿和黄铜矿,主要脉石矿物为辉石、玻璃质和磁铁矿等。为了实现其中铜的高效回收,在工艺矿物学研究的基础上,对其进行了浮选选铜试验。结果表明,在磨矿细度为-0.045 mm占90%的情况下,采用2次粗选（一次粗选直接获得高品位铜精矿）、3次精选、2次扫选流程,其中一段硫化铜粗选的捕收剂BK-908用量为20 g/t、起泡剂2#油用量为20 g/t,二段硫化粗选的捕收剂EP用量为40 g/t、矿浆pH调整剂石灰用量为500 g/t、硫化剂硫化钠用量为250 g/t、起泡剂2#油用量为30 g/t,最终获得了铜品位为17.77%、铜回收率为89.38%的铜精矿。     

江西某金矿尾矿再选试验研究

江西某金矿浮选尾矿属于低品位难处理含金硫化矿，由于尾矿长期堆存，部分硫化矿石表面氧化程度高，为确定该尾矿资源开发再利用工艺，进行了选矿试验。工艺矿物学研究结果表明，矿石中Au品位为0.70 g/t，为主要的回收元素，主要以单体金和硫化物包裹金的形式存在，其次以氧化物包裹金的形式存在；根据该矿石性质特点，采用以多硫化钠为硫化剂的浮选工艺流程处理该矿石。粗选条件试验表明，粗选多硫化钠最佳用量为80 g/t，粗选的最佳矿浆pH值为8；在条件试验的基础上进行硫酸铜、丁铵黑药、丁基黄药和多硫化钠用量正交试验，并对试验结果进行验证试验，最终确定优水平组合为硫酸铜50 g/t、丁基黄药150 g/t、丁铵黑药50 g/t，多硫化钠80 g/t；在矿石粗选磨矿细度为-0.074 mm占90%、矿浆pH为8、煤油用量100 g/t、多硫化钠用量80 g/t、丁基黄药+丁铵黑药用量(150+50) g/t，硫酸铜用量50 g/t，水玻璃用量200 g/t，2#油用量40 g/t的条件下，经“1粗2精2扫”的闭路试验，可获得Au品位13.25 g/t、Au回收率57.16%的浮选金精矿，相较于未添加多硫化钠的浮选流程，精矿指标良好，研究结果为该矿山和类似矿山的尾矿资源回收利用提供一定的参考。     

国外某含蛇纹石绿泥石微细粒难选金矿石选矿试验

国外某金矿主要有价元素为金、铜,银达到综合利用标准。脉石矿物中蛇纹石、绿泥石含量较高,导致现场浮选精矿的金品位不高,尾矿含金1.8~2.0 g/t。为优化现有浮选工艺流程及药剂制度,基于矿石性质,采用浮选—浸出工艺进行金矿提纯研究。结果表明：①试样在磨矿细度为-0.074 mm占90%、六偏磷酸钠用量为2 500 g/t、1801+戊基黄药用量为40+70 g/t、松醇油用量10 g/t的条件下,采用2次粗选、3次扫选、1次精选闭路浮选流程处理,可获得金品位158.6 g/t、金回收率73.40%的金精矿,金精矿铜品位8.79%、铜回收率73.75%,银品位321.8 g/t、银回收率74.22%。②采用环保提金剂圣的对闭路浮选尾矿进行浸出,当pH调整剂石灰用量为2 000 g/t、圣的用量为3 000 g/t、浸出时间为24 h时,金浸出率为80.00%。试验最终取得金综合回收率为94.68%的良好指标,研究结果为该类型金矿资源的有效回收提供了借鉴。     

云南某含金铜矿石自然pH下浮选试验研究

云南某含金铜矿石铜品位1.06%、金品位0.38 g/t、硫品位3.56%。为在回收铜的同时可以综合回收金等贵金属,在自然pH条件下进行浮选试验。结果显示:新型环保抑制剂D82在有效抑制黄铁矿的同时,还可以提高金的回收指标;在磨矿细度为-0.074 mm占75.5%条件下,以D82为抑制剂、Z-200为捕收剂,经1粗2精2扫铜浮选,浮铜尾矿以硫酸铜为活化剂、丁基黄药为捕收剂,经1粗1精1扫选硫,闭路试验得到的铜精矿铜品位46.83%、金品位14.22 g/t、铜回收率93.22%、金回收率78.96%,硫精矿硫品位58.69%、回收率75.18%。以D82为抑制剂可以在自然pH条件下实现抑硫浮铜,对伴生贵金属的硫化矿浮选具有借鉴价值。     

某铁矿强磁尾矿反浮选回收试验研究

针对我国西部某铁矿强磁选尾矿进行了反浮选回收铁资源的试验研究, 探讨了pH值、抑制剂可溶性淀粉用量、阳离子捕收剂十二胺用量对浮选指标的影响。结果表明, 在矿浆pH=10、可溶性淀粉用量2 400 g/t、十二胺用量400 g/t条件下进行一粗一精(精选药剂用量减半)闭路反浮选, 可获得铁品位43.88%、回收率50.93%的铁精矿产品。     

磁选—浮选联合工艺从东鞍山铁矿浮选尾矿中回收铁的试验研究

东鞍山烧结厂浮选尾矿TFe品位为22.82%,FeO含量为9.87%,SiO₂的含量为51.24%,S和P含量较低,均为0.03%,属于低硫、低磷、高硅型铁尾矿。此外,该尾矿-0.038 mm粒级含量高达56.44%,同时铁矿物主要集中在该粒级中,铁分布率达到67.62%。为了实现该铁尾矿的高效回收利用,本试验采用搅拌磨磨矿—弱磁选—强磁粗选—强磁精选—反浮选流程开展了系统的试验研究。结果表明:在搅拌磨磨矿细度为?0.038 mm占95%、弱磁选磁感应强度95 kA/m、强磁粗选磁场磁感应强度796 kA/m、强磁精选磁场磁感应强度398 kA/m的条件下,可获得TFe品位为38.20%、TFe回收率为63.51%的混合磁选精矿指标;将混合磁选精矿在矿浆温度40 ℃、矿浆pH值为11.5、淀粉用量1000 g/t、CaO用量900 g/t、粗选捕收剂TD-2用量600 g/t、一次精选捕收剂TD-2用量为300 g/t、二次精选捕收剂TD-2用量为300 g/t的条件下进行反浮选,闭路试验可获得TFe品位为62.34%、TFe作业回收率为55.10%的浮选精矿。全流程TFe回收率为35.00%,综合尾矿TFe品位为17.01%。试验结果可为东鞍山浮选尾矿中的铁矿物高效选矿回收提供指导。      

新型捕收剂DWD-3用于司家营 一期混磁精反浮选脱硅

铁矿选矿厂使用脂肪酸类阴离子捕收剂反浮选铁矿物,存在捕收剂用量大、所需浮选温度高、浮选指标差等问题。东北大学研发了一种新型酰胺基羧酸捕收剂DWD-3,并应用于司家营混磁精反浮选脱硅。实验室试验结果表明,在浮选温度为25 ℃,粗选矿浆pH=11.5、DWD-3用量为400 g/t、CaCl2用量为400 g/t、玉米淀粉用量为 1 000 g/t时,经1粗1精3扫闭路反浮选,能获得精矿铁品位66.48%、回收率80.32%,尾矿铁品位16.35%的指标。以捕收剂DWD-3代替现场捕收剂GK-68可使浮选温度由40 ℃降至25 ℃,并且精矿铁品位提高了0.39个百分点、回收率提高了2.23个百分点,尾矿铁品位降低了1.57个百分点。对浮选产品分析表明,精矿中存在20 μm以下的紧密连生体;尾矿中有大量较大颗粒连生体,且连生体中铁矿物与脉石部分相互浸染连生,是尾矿铁品位较高的原因。     

某磷尾矿浮选工艺试验研究

对P2O5含量为19.60％的云南某磷矿擦洗尾矿进行了药剂制度的条件试验研究,确定了最佳药剂制度中Na2CO3用量3.0 kg/t、水玻璃用量4.0 kg/t、分散剂C11用量为400 g/t、抑制剂HA用量为300 g/t和捕收剂LP-Y用量2.0 kg/t;采用正浮选一粗一精闭路流程选别后,得到磷精矿P2 O5品位...     

基于混料设计和响应曲面法的云南某铜尾矿选铋工艺参数优化

某铜选厂尾矿试样中铋品位为3.94%,铋主要以自然铋的形式存在,其次为黄铜矿、方铅矿中铋。针对试样性质特点,采用浮选工艺流程回收铜尾矿中的铋。为进一步优化浮选指标,首先以乙硫氮和丁基黄药用量为自变量,铋的回收率为因变量建立混料模型,确定组合捕收剂乙硫氮和丁基黄药的最优配比。在此基础上,利用中心复合设计进行响应曲面设计,以磨矿细度、硫化钠用量、碳酸钠用量、组合捕收剂用量为自变量,铋的回收率为因变量,建立4因素5水平数学模型。然后按模型设计试验进行1次粗选浮选试验,对试验结果进行方差分析,验证模型的可靠性。最后依据响应曲面法确定的最佳浮选条件进行“1粗3精2扫”浮选闭路试验。结果表明：①在磨矿细度为-0.074 mm占85%、氧化钙用量为4 kg/t、硫化钠用量为150 g/t、碳酸钠用量为900 g/t、25号黑药用量为100 g/t、组合捕收剂总用量为200 g/t的条件下,组合捕收剂乙硫氮和丁基黄药的最优配比为4∶1。②方差分析模型的P<0.05,磨矿细度和硫化钠用量对铋的回收率影响显著;响应曲面法确定的最佳粗选条件为磨矿细度-0.074 mm占86%、硫化钠用量140 g/t、碳酸钠用量750 g/t、组合捕收剂用量250 g/t,预测铋的最大回收率为83.77%,实际铋的回收率为83.85%。③根据响应曲面法确定的最佳浮选条件,采用“1粗3精2扫”的闭路浮选试验,获得精矿铋品位24.47%、铋回收率79.25%的铋精矿,铋回收率较原浮选闭路流程提高近2个百分点。研究结果表明混料设计和响应曲面法可用于优化铋浮选的工艺参数,具有较高的可信度。