络合剂-抑制剂联合抑镁浮铜镍试验

为了降低西北某高镁铜镍硫化矿铜镍混浮精矿中氧化镁的含量,以EDTA二钠络合清洗含镁脉石矿物表面吸附的Cu²⁺、Ni²⁺,六偏磷酸钠和JC抑制含镁脉石矿物,对镍品位为1.29%、铜品位为0.87%、MgO含量为29.02%的矿石进行了提质降镁试验。结果表明：采用1粗2精3扫、中矿顺序返回的铜镍混浮闭路流程处理该矿石,最终获得了镍、铜品位分别为8.95%、5.21%,镍、铜回收率分别为82.91%和71.56%,MgO含量为6.13%的铜镍混合精矿;与现场工艺流程相比,优化后的工艺流程更简洁,既减少了磨矿作业段数,又大幅度简化了浮选工艺流程,且混合精矿镍、铜品位分别提高了0.28、0.71个百分点,镍、铜回收率分别提高了0.35、1.38个百分点,MgO含量下降了0.59个百分点,达到了较好的优化工艺流程、提高分选指标的效果。     

基于柠檬酸-改性淀粉的金川铜镍精矿降镁提质

金川镍矿石所含Cu²⁺、Ni²⁺对矿石中大量的含镁硅酸盐脉石矿物有较强的活化作用,导致镍铜混合精矿MgO含量较高,Ni、Cu品位难以提高。为实现矿山的提质降镁目标,在柠檬酸-改性淀粉药剂体系下进行了选矿试验。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占90.12%条件下,采用1粗2精3扫、中矿顺序返回流程,可取得Ni、Cu品位分别为9.03%、5.18%,MgO含量6.18%,Ni、Cu回收率分别为85.30%、72.82%的镍铜混合精矿。与模拟现场工艺的实验室试验指标比较,精矿Ni、Cu品位分别提高了0.28、0.07个百分点,精矿Ni、Cu回收率分别提高了3.41、1.04个百分点,MgO含量下降了0.58个百分点。因此,在富含镁硅酸盐脉石矿物的铜镍硫化矿石的浮选中,柠檬酸-改性淀粉具有显著的提质降镁效果。     

四川某低品位硫化铜镍矿选矿试验研究

四川某低品位铜镍矿含铜0.18%、含镍0.43%,脉石以蛇纹石、滑石类的含镁矿物为主。在对矿石进行充分的工艺矿物学研究的基础上,针对性地选用脉石矿物的有效抑制剂WL-001,在实验室不预先脱泥的条件下,采用1粗2扫4精铜镍混浮、1粗1扫3精铜镍分离、中矿顺序返回闭路流程处理该矿石,可以获得铜品位20.11%、含镍0.67%、铜回收率55.86%的铜精矿和镍品位5.57%、含铜0.60%、镍回收率73.96%的镍精矿。     

低品位硫化铜镍矿的特性与浮选工艺研究

新疆哈密某低品位硫化铜镍矿石中含镍0.332%、含铜0.208%,目的矿物共生关系复杂、嵌布粒度细,矿石中含镁脉石矿物含量高、可浮性好。为了充分回收矿石中铜镍矿物并降低精矿中的MgO含量,以六偏磷酸钠和CMC作脉石矿物抑制剂,硫酸铜为活化剂,戊黄药、Y-89、丁胺黑药混合为捕收剂,采用"两粗三扫三精"的原则工艺流程,闭路试验获得铜镍混合精矿中镍品位为5.123%,镍回收率为77.80%;精矿中MgO含量为6.11%,达到了冶炼的要求。尾矿中的镍矿物多为不可浮的氧化镍和硅酸镍,工艺流程能较好地适合该矿石性质。     

陕西某钼矿石选矿新工艺研究

陕西某低品位钼矿石中主要含钼矿物为辉钼矿,辉钼矿呈微细粒嵌布在脉石矿物中。现场采用一段磨矿-1粗1精2扫、二段磨矿-9精2精扫、中矿顺序返回流程处理该矿石,仅能获得钼品位50%左右、钼回收率80%左右的钼精矿。为进一步改善分选指标,对该矿石进行了选矿新工艺研究。结果表明,采用一段磨矿-1粗1精2扫、二段磨矿-5精2精扫、三段磨矿-4次精选、中矿顺序返回流程处理该矿石,获得的钼精矿钼品位为54.23%、钼回收率为89.70%,精矿指标得到了显著提高。     

内蒙古某低品位铜镍矿石选矿试验

为确定内蒙古某低品位铜镍矿石的开发利用工艺,在工艺矿物学研究的基础上进行了选矿工艺研究。结果表明,矿石中的金属矿物主要为黄铁矿、紫硫镍矿、黄铜矿,脉石矿物主要有斜长石、辉石、角闪石,橄榄石及绿泥石少量。紫硫镍矿多以细粒状伴生在黄铜矿附近,有时与黄铜矿、黄铁矿或单独以几何状充填在脉石矿物骨架中,节理清晰,粒度以中细粒为主,一般为0.30~0.003 mm。黄铜矿多单独产于脉石中,部分与黄铁矿或紫硫镍矿共生,与紫硫镍矿共生关系密切,以他形粒状为主,以中细粒为主,一般为0.30~0.03 mm。矿石在磨矿细度为-0.074 mm占90%的情况下,采用1粗2精1扫优先浮铜,再2粗2精1扫浮镍流程处理,最终获得铜品位为14.76%、铜回收率为82.15%的铜精矿,镍品位为5.86%、镍回收率为84.27%的镍精矿。铜精矿、镍精矿均达到Ⅴ级品质量标准。     

磨矿介质对铜锌硫化矿浮选行为的影响

磨矿是硫化矿浮选前必备的工序之一,对硫化矿后续浮选有着重要影响。针对大井子铜锌硫化矿石,分别探究了陶瓷球和钢球介质磨矿对该矿石铜锌混合浮选的影响。结果表明,在陶瓷球介质磨矿体系下,矿石经过1粗1精2扫流程浮选可获得Cu品位为16.40%、Cu回收率为82.19%,Zn品位为14.50%、Zn回收率为73.99%的铜锌混合精矿。与钢球介质磨矿体系相比,在相同条件下,铜锌混合精矿Cu品位基本不变、Cu回收率提高了1.71个百分点,Zn品位提高了4.41个百分点、Zn回收率提高了24.94个百分点。陶瓷球介质磨矿体系下,电化学作用相对较弱,矿物表面只有少量絮状物覆盖,更有利于矿物的浮选。     

某高镁铜镍矿石浮选试验

某高镁铜镍矿石含镍0.76%、铜0.16%、氧化镁25.12%,铜矿物主要为黄铜矿,镍矿物主要为镍黄铁矿,脉石矿物主要有透闪石、滑石、蛇纹石,橄榄石、透辉石及绿泥石等少量,有害杂质组分滑石、蛇纹石及绿泥石等的含量高达42%。矿石中铜、镍的氧化率均较低,原生硫化铜占总铜的87.50%,硫化镍占总镍的98.68%。为获得低镁铜镍混合精矿,进行了选矿试验。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占70%的情况下,采用2粗2扫2精,精选1尾矿连续2次精扫选,精选2尾矿与精扫选1精矿合并返回,其他中矿顺序返回流程处理,可获得铜品位为2.28%、镍品位为11.81%、铜回收率为70.37%、镍回收率为76.20%、氧化镁含量仅为4.38%的铜镍混合精矿,产品达到一级品质量标准(镍品位大于10%,氧化镁含量小于6%);抑镁效果取得成功的关键在于在精选段添加了北京矿冶研究总院研制的含镁脉石矿物的高效抑制剂——改性CMC(总添加量为480 g/t)。试验流程具有稳定、低药耗、高效等优点,适合该矿石的处理。     

越南某低品位硫化铜镍矿选矿试验研究

越南某铜镍矿石原矿品位低、分布分散,原矿含Ni为0.495%、Cu为0.21%,脉石矿物中MgO含量高,矿石性质复杂,属于典型的富含镁硅酸盐矿物的低品位难选铜镍硫化矿石。在对矿石进行充分的工艺矿物学的基础上,实验室采用不预先脱除脉石的情况下,采用二粗二扫四精铜镍混浮工艺,中矿顺序返回的闭路试验,粗二精矿再磨流程,最终可获得铜镍混合精矿含Ni为10.25%,Cu为4.84%,回收率分别Ni为68.84%、Cu为78.76%。     

某低品位铜镍硫化矿石选矿试验

吉林某低品位铜镍硫化矿石铜品位为0.27%、镍品位为0.48%。矿石中含镍矿物主要为紫硫镍铁矿、镍黄铁矿,含铜矿物主要为黄铜矿、铜蓝、斑铜矿。试验研究表明,采用单一浮选流程不能获得较好的选别指标;由于矿石中紫硫镍铁矿、镍黄铁矿、黄铜矿等有用金属硫化物与磁铁矿嵌布关系密切,因此采用弱磁选对含镍矿物进行富集,获得目的矿物含量高、易泥化脉石含量低的磁性产品和目的矿物含量低、易泥化脉石含量高的非磁性产品,再分别进行磨浮流程处理。结果表明：原矿磨细至-0.074 mm占30%时进行弱磁选,磁性产品和非磁性产品分别再磨至-0.074 mm占85%后采用1粗2精2扫闭路浮选流程处理,获得了铜品位为4.53%、镍品位为6.65%、铜回收率为54.63%、镍回收率为44.90%的铜镍混合精矿1和铜品位为1.88%、镍品位为3.37%、铜回收率为23.98%、镍回收率为24.13%的铜镍混合精矿2,尾矿铜、镍品位分别降至0.06%和0.16%,实现了对该铜镍硫化矿石的有效分选。     

从钨重选粗精矿中浮选回收铜铋试验

粤北某高硫伴生铜、铋的钨矿选矿厂采用枱浮从重选钨粗精矿中回收硫化矿物,再采用抑铋浮铜-重选选铋工艺从硫化矿混合精矿中分离回收铜铋,不仅铜、铋回收率低,且铜精矿含铋高。为解决铜、铋的高效分离与回收问题,以现场重选钨粗精矿为试样,进行了铜、铋分离与回收试验。结果表明：WO₃、Cu、Bi、Ag品位分别为13.66%、3.32%、1.93%和308.50 g/t,主要铜矿物为黄铜矿和辉铜矿,主要铋矿物为辉铋矿,有用矿物粒度主要为0.64~0.04 mm,黑钨矿、白钨矿、黄铁矿嵌布粒度略粗,黄铜矿、辉铋矿粒度略细的试样,在棒磨至-0.2 mm的情况下,以石灰为调整剂、SY为铋抑制剂、Z-200为捕收剂1粗1精2扫流程抑铋浮铜,以GYC-1为铋活化剂、丁基黄药为铋捕收剂1粗2精2扫流程活化浮铋,最终获得铜品位为19.01%、铜回收率为93.51%、含铋0.81%的铜精矿,以及铋品位为21.39%、铋回收率为78.61%、含铜0.63%的铋精矿,与现场生产指标相比,铜精矿铜品位、铜回收率分别提高了10.48和9.19个百分点,含铋下降了1.85个百分点;铋精矿铋品位下降了5.23个百分点、铋回收率提高了33.25个百分点,含铜下降了1.68个百分点,较好地实现了铜、铋的分离与回收。     

某钼粗精矿浮选工艺优化研究

江西某钼矿选矿厂原工艺已不适应矿石性质的变化,导致磨矿-粗选-粗精矿再磨-1粗5精2扫闭路浮选流程仅获得钼品位为45.06%的钼精矿,再磨后的钼浮选作业回收率为90.31%、尾矿钼品位高达1.12%。造成生产指标不理想的原因主要是其他硫化矿物的抑制剂Na₂S抑制效果不理想、钼矿物与其他矿物解离不充分。为解决生产中存在的问题进行了选矿试验。结果表明,在核心改造内容为ZA替代Na₂S、对再磨选精矿进行2次再磨选的情况下,采用再磨1（-0.038 mm占85%）-1粗3精4扫-再磨2（-0.038 mm占90%）-2次精选、中矿顺序返回流程处理试样,最终获得钼品位为53.57 %、钼作业回收率为98.45 %的钼精矿,尾矿钼品位降至0.175 %,精矿钼品位和钼作业回收率分别提高了8.51个百分点和8.14个百分点,再磨选尾矿品位下降0.945个百分点,高效地实现了钼的回收。     

某难选铜镍矿石选矿新工艺

某难选铜镍矿石含铜0.27%、含镍0.72%,为实现矿石中铜镍矿物的综合回收与高效分离,本文采用“铜-镍优先浮选”工艺流程,以自主研发的高效铜矿物捕收剂LP-01作选铜捕收剂,石灰作抑制剂,在矿浆pH为8.5的低碱介质中优先浮选铜矿物;浮选尾矿以硫酸铜作活化剂、丁基黄药作捕收剂浮选镍矿物,获得了含铜25.35%、含镍0.79%,铜回收率80.73%的铜精矿,含镍8.15%、含铜0.23%,镍回收率75.41%的镍精矿。试验指标良好,铜、镍矿物都得到了较好的浮选回收与分离。     

酒钢粉矿悬浮磁化焙烧扩大试验研究

针对酒钢镜铁山粉矿强磁选工艺存在的精矿铁回收率和品位均较低的问题,东北大学在对强磁预富集精矿进行工艺矿物学分析的基础上,进行了悬浮磁化焙烧扩大试验研究。结果表明：酒钢粉矿强磁预富集精矿TFe品位为39.02%,预富集精矿含铁矿物主要为赤铁矿和菱铁矿,铁分布率分别为67.81%、28.36%,脉石矿物主要为石英、白云石和重晶石;粉矿采用强磁选抛尾-悬浮焙烧-磁选-反浮选新工艺,最终获得了TFe品位60.67%、SiO₂含量4.52%的合格铁精矿,铁回收率为76.27%。与原单一强磁选工艺相比,新工艺的精矿铁品位提高了16.11个百分点,SiO₂含量降低了6.83个百分点,铁回收率提高了14.43个百分点,精矿指标有了较大幅度的提高,为下一步粉矿资源的高效利用提供了技术依据。     

回水可直接回用的硫化铅浮选工艺研究

某铅锌矿含铅1.15%,含锌2.26%,铅锌氧化率均小于8%。针对原铅浮选过程中回水回用导致的铅锌分离难题,采用铅锌等可浮流程,使部分可浮性好的锌矿物与铅矿物同步浮选;在铅精选作业,采取强化抑制措施分离铅锌,获得铅精矿和铅精选尾矿,铅精选尾矿与铅尾矿合并进入锌浮选。试验结果表明：①直接使用回水的条件下,闭路试验取得了与自来水浮选相近的铅精矿指标,铅精矿含铅56.98%、含锌3.85%,铅回收率87.20%。②铅锌等可浮工艺在选厂工业应用,取得了良好的分选指标,铅精矿含铅65.90%、含锌5.04%,铅回收率86.48%;相比原生产指标,铅精矿品位提高了8.43个百分点,含锌降低1.26个百分点,铅回收率提高2.12个百分点。研究成果实现了工业应用,基本消除了回水对铅锌分离的不利影响,具有较强的推广及示范意义。     

用新型抑制剂Yn对某难选铜锌矿石抑锌浮铜

广西某待开发难选铜锌矿石将来拟采用铜锌依次浮选工艺流程进行选别。由于矿石中一部分锌矿物与铜矿物可浮性相近,为了能取得较好的优先浮铜效果,采用一种新型小分子有机抑制剂Yn与酯类捕收剂Z-200配合进行了抑锌浮铜试验,获得了铜品位为23.15%、铜回收率为78.24%、锌含量为5.61%的铜精矿,与采用ZnSO₄+Na₂SO₃为抑制剂相比,铜精矿铜品位和铜回收率分别提高4.59和8.83个百分点、锌含量降低2.61个百分点。     

某新型抑制剂在铜锌分离中的试验研究

针对某复杂难选铜锌矿石,采用优先选铜原则流程进行铜锌分离,利用小分子有机抑制剂抑制锌矿物,分离效果良好。小型闭路试验可获得铜精矿含铜23.15%、铜回收率为77.61%、含锌5.61%,与常规锌组合抑制剂Zn SO4+Na2SO3相比,新药剂可使铜精矿中铜品位和回收率分别提高3.91和7.36个百分点、杂质锌的含量降低2.61个百分点,锌精矿的锌品位与回收率分别提高了0.66%、0.31%。