快速浮选提高选铜指标的试验研究_邱廷省_严华山_艾光华_邱仙辉

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某浮选铜精矿中铜_金浸出试验研究(1)

某浮选铜精矿中铜_金浸出试验研究(1)
某矿山浮选小型试验获得铜精矿品位较低 ,而含 金较高 。如以铜精矿外售 ,由于铜品位低 ,经济效益 较低 。而作为金精矿处理时 ,由于金以显微 、次显微 包裹于硫化矿中 ,采用常规氰化浸金 ,金浸出率极低 , 同时铜等金属会消耗大量的氰化物 。因此 ,为实现效 益最大化 ,进行了该浮选精矿金 、铜回收研究 。
2Fe2 ( SO4 ) 3 + 4CuSO4 + 8S0 + 10H2 O ,
(1)
2FeS2 + 3 /2O2 + 3H2 SO4 =
Fe2 ( SO4 ) 3 + 4S0 + 3H2 O。
(2)
其中 ,氧化浸出过程中的三价铁 、二价铜 、氯离子
等在体系中起到催化作用 ,同时伴随铁的沉淀 :
3Fe3 + +N a+ + 2SO24 - + 6H2 O =
图 7 搅拌速度对金属浸出率的影响
图 8表明 :在氧化时间为 2. 5h时后 ,铜的浸出率 已经达到较高值 ,且变化不大 ,铁沉淀也不再增加 。 即使再增加氧化浸出时间 ,对氧化浸出效果影响不 大 。考虑经济因素 ,氧化浸出时间不宜过长 ,确定时 间为 2. 5h。
图 5 NaCl用量对金属浸出率的影响
3 8 选 矿 与 冶 炼
黄 金
H3 O ·Fe3 ( SO4 ) 2 (OH ) 6 + 5H + 。
(4)
通过加压氧化酸浸 ,铜离子进入浸出液中 ,可通
过萃取 —电积回收 ,尽量使铁以铁矾形式沉淀 ,减少
铁离子对铜萃取的不利影响 ,同时也减少了萃余液的
处理难度 。
铜精矿中大部分铜离子浸出后 ,才可能从浸出渣
3 w (Au) /10 - 6 , w (Ag) /10 - 6。

江西某含铜多金属矿选矿工艺流程试验研究

江西某含铜多金属矿选矿工艺流程试验研究

江西某含铜多金属矿选矿工艺流程试验研究周晓文;罗仙平【摘要】江西某含铜多金属矿含铜0.35%,含锌1.68%,含钨0.17%,属低品位复杂多金属矿.采用铜矿物高效捕收剂LP-01优先浮铜,闭路试验获得了含铜23.18%、含锌1.12%,铜回收率87.89%的铜精矿和含锌56.57%,锌回收率67.15%的锌精矿.采用摇床重选回收铜锌浮选尾矿中的钨矿物,在原矿含钨0.17%的情况下,获得了含钨54.51%,作业回收率65.11%的钨精矿.试验取得了优良的技术指标,为该矿石的开发利用提供了技术依据.【期刊名称】《矿冶工程》【年(卷),期】2014(034)001【总页数】5页(P32-36)【关键词】含铜多金属矿;优先浮选;摇床重选;铜;锌;钨【作者】周晓文;罗仙平【作者单位】江西理工大学工程研究院,江西赣州 341000;钨资源高效开发及应用技术教育部工程研究中心,江西赣州 341000;江西理工大学资源与环境工程学院,江西赣州 341000【正文语种】中文【中图分类】TD954江西某含铜多金属矿含铜0.35%,含锌1.68%,含钨0.17%,具有较好的开发利用价值,为了合理开发利用该资源,确定选矿工艺流程和药剂制度,对该含铜多金属矿石进行了选矿工艺流程试验研究。

1 矿石性质试样多元素分析结果见表1。

矿石中金属矿物主要有黄铜矿、铜蓝、闪锌矿、黑钨矿、辉铅铋矿、自然铋、辉钼矿、磁铁矿、黄铁矿、褐铁矿、锆石、软锰矿等,其中铜、锌矿物含量较高,具有回收价值,钨矿物具有综合利用价值;非金属矿物有石英、长石、铁锂云母、黑云母、绿泥石、绢云母、碳酸盐、电气石、黄玉等。

表1 试样多元素分析结果(质量分数)/%1)单位为g/t。

矿石中黄铜矿呈团块状、脉状、星点状、浸染状、乳滴状等形式产出。

黄铜矿呈脉状穿切黑钨矿,有的黄铜矿包裹有固溶体分离结构的闪锌矿,有的包裹黑钨矿、黄铁矿。

黑钨矿呈柱状、矛头状、浸染状、星点状分布于石英、云母中。

异步快速强化浮选工艺提高硫化铜矿石选矿指标

异步快速强化浮选工艺提高硫化铜矿石选矿指标

异步-快速-强化浮选工艺提高硫化铜矿石选矿指标王金庆(1.黑龙江多宝山铜业股份有限公司,黑龙江黑河,161416;2.紫金矿业集团股份有限公司,福建上杭,364200)摘要:基于铜硫矿物分选过程的可浮性差异、浮选速度规律及铜硫矿物嵌布粒度特性,提出了异步-快速-强化浮选分选铜硫的新方法。

根据硫化铜矿石的工艺矿物学性质,采用异步粗选、易浮矿物快速浮选-难浮(连生体)矿物选择性再磨后强化精选”的选别流程,以石灰调控矿浆pH值至低碱介质,Z-200为快速浮选铜捕收剂获得含铜20.85%、含银94.56g/t,铜回收率61.69%、银回收率45.93%的铜精矿1;戊基黄药+酯-105为组合捕收剂浮出难浮铜及铜硫连生体矿物并选择性再磨后强化精选获得含铜20.37%、含银130.25%,铜回收率32.88%、银回收率34.51%的铜精矿2。

累计铜精矿铜品位20.68%、银品位107.16g/t,铜回收率94.57%、银回收率80.44%。

相比原工艺条件下的选别指标,铜、银回收率分别提高3.56和8.74个百分点,新工艺显著改善了浮选过程的稳定性,提高了铜硫分选效率,降低了选矿能耗及成本,属于高效节能的硫化铜矿选矿技术。

关键词:硫化铜矿石;异步浮选;浮选速度;选矿指标中图分类号:文献标志码:A 文章编号:Improving Copper Sulfide Ore Beneficiation Index withAsynchronous-Speedy -Strengthen Flotation ProcessWang Jinqing1,2(1.Heilongjiang Duobaoshan Copper Co., Ltd., Heihe 161416,China;2. Zijin Mining Group Co., Ltd.,Shanghang 364200, China)Abstract: Based on the differences in flotability, flotation speed in the separation process of copper-sulfur minerals, and the particle size characteristics of copper-sulfur mineral, a new method for the separation of copper and sulfur by asynchronous speed strengthen flotation was proposed. According to the process mineralogy of the copper sulphide ore, the beneficiation process of asynchronous roughing, rapid flotation of easy-floating minerals, refractory aggregate mineral selective regrinding and strengthen selecting is adopted. The concentrate 1 with copper grate of 20.85%, silver grate of 94.56g/t, copper recovery rate 61.69%, silver recovery rate 45.93% is obtained by lime adjust the pH of the slurry to low-alkali medium, Z-200 is a fast flotation copper collector. The concentrate 2 with copper grate of 20.37%, silver grate of 130.25g/t, copper recovery rate 32.88%, silver recovery rate 34.51% is obtained by Amyl xanthate and Ester-105 is a combination of collectors that floats refractory copper and copper-sulphur aggregate minerals and selectively regrinding to strengthen selection. Accumulated copper concentrate with copper grate of 20.68%, silver grate of 107.16g/t, copper recovery rate 94.57%, silver recovery rate 80.44% is pared to the beneficiation index under the original process conditions, The recovery rates of copper and silver have increased by 3.56 and 8.74 percentage points respectively. The new process has significantly improved the stability of the flotation process, improved the separation efficiency of copper and sulfur, reduced the energy consumption and cost of beneficiation, and is a high-efficiency and energy-saving sulfide copper ore beneficiation technology.Key words: Copper sulphide ore,Asynchronous flotation,Flotation rate,Beneficiation index在自然界中硫化铜矿石主要有黄铜矿、辉铜矿、铜蓝和斑铜矿,它们又常和黄铁矿、磁黄铁矿等硫铁矿共伴生,这些铜矿物自身以及和硫铁矿之间存在着天然的可浮性差异,同时在矿物的浮选过程中因浮选体系(浮选药剂、浮选粒度、矿浆pH值等)的差异性也会导致矿物间的浮选速度及浮选动力学行为不同[1-3]。

大山选矿厂简介

大山选矿厂简介

大山选矿厂简介大山选矿厂成立于1988年,是江西铜业集团公司德兴铜矿主流程单位之一,目前生产能力6.95万吨/日,是国内最大的铜选矿厂,预计2010年底形成9.2万吨/日生产能力。

大山选矿厂6.95万吨/日系统采用粗碎+中细碎+球磨的碎磨流程,将于2010年底投产的2.25万吨/日系统采用粗碎+半自磨+球磨的碎磨流程;浮选作业采用优先—混合分步浮选工艺;精选段尾矿浮选选硫系统也将在2010年底投入生产。

大山选矿厂选矿设备按大型化、节能化发展要求配置,扩能项目完成后,形成以3台54″×74″旋回破碎机和3台钢芯运输胶带为主要设备的粗碎运输系统;以12台圆锥破碎机、6台双层振动筛、17台单层振动筛为主要设备的破碎筛分系统;以9台5.5×8.5 m球磨机组成的6.95万吨/日磨矿系统;以1台10.37×5.19 m半自磨机、1台7.32×10.68m 球磨机和1台MP800顽石破碎机组成的2.25万吨/日半自磨系统;以18台200m3浮选机和9台160m3浮选机组成的3个系列粗选系统;以3台3.6×6.0 m球磨机组成的粗精矿再磨分级系统;以18台70m3浮选机和13台φ4.27m浮选柱组成的精选系统;以10台70m3浮选机组成的选硫系统。

大山选矿厂现设6个工段,11个科室,职工人数1060人,具有高级专业技术职称14人,中级专业技术职称24人。

自主创新成果总结呈报表自主创新成果总结呈报表自主创新成果总结呈报表优化二段工艺流程(江西铜业公司“讲、比”二等奖)主要参与人员:何庆浪洪玉昆汪中伟余玮陈旭俊杨雄张兴昌项目简介:“优化二段工艺流程”项目的应用,实现减开一台再磨的目的,降低生产作业成本、提高了硫精矿产量,每年可产生经济效益1300多万元,是大山选矿厂“合理利用现有设备,投入成本少,产生效益大”的成功典范。

该项目主要的技术创新点有:(1) 突破了传统浮选厂对磨矿分级应用的思维定式,通过对粗二精矿的预先分级,使Au、Ag、Mo、Cu及脉石在溢流中富集,黄铁矿在沉砂中富集,形成了两部分不同性质的矿浆流,实现黄铁矿与其它有用矿物及脉石的充分脱离,极大提高后三万二段尾矿的硫品位。

铜矿石提高回收率的选矿新工艺探究

铜矿石提高回收率的选矿新工艺探究

铜矿石提高回收率的选矿新工艺探究随着工业化的快速发展,金属矿石的需求量不断增加。

铜是一种广泛应用的金属,常常用于制造电线、电缆、管道、金属制品等,因此铜矿石的开采和提纯成为了很重要的工作。

目前对于铜资源的开采和回收率越来越受到重视,因为铜资源的储备量是有限的,所以为了减少资源的浪费和额外的生产成本,提高铜矿石的回收率是业内人士关注的问题。

目前铜矿石的提纯工艺主要有浮选、火法炼铜以及氧化炼铜等。

浮选法是一种高效的选矿方法,其基本原理是让铜矿石在浮选药剂(如黄药、丙酮腈等)的作用下与空气接触,铜矿石颗粒表面被药剂吸附起来,从而实现铜矿石的浮选分离。

但是,由于矿石种类众多,加之矿石中的杂质和含量不同,所以浮选法的适用性存在一定的局限性。

此外,虽然火法炼铜和氧化炼铜能够去除矿石中的杂质和污染物,但是其生产过程中需要大量的能源和产生大量的废气和废水,给环境带来了一定的污染。

因此,研究开发一种新的铜矿石提纯工艺是很有必要的。

从实际应用角度出发,铜矿石提高回收率的关键是提高选矿过程中的选别效率,降低运行成本。

我国科研人员最近开发了一种新型的铜矿石高效选矿技术。

该工艺的工作原理是利用磁性场对矿石进行分选,该磁性场由高晶涡流系统产生。

高晶涡流技术是一种可以通过外部磁场作用在导体中产生的涡流技术,通过产生磁通量梯度,在磁场和涡流之间产生一个力矩,覆盖在矿石表面,并把矿石按其磁性以及导电特性分离。

具体的工作流程是将矿石放置在高晶涡流设备中,在外部磁场的作用下,将产生涡流,然后将矿石通过磁性场分离。

由于不同的矿石具有不同的磁性和导电性,分别受到不同的磁力和涡流力,最终分离出来。

由于该工艺选别结果高,操作简单,可以去除矿石中的细纹石、石英等小颗粒,相较于传统的浮选、氧化炼铜和火法炼铜等工艺,选别效率更高,且减少了废物的收集和处理,省去了大量的费用,也减少了对环境的污染。

总之,新型的铜矿石提高回收率的选矿新工艺是一种高效而环保的新型技术,通过利用磁性场对矿石进行分选,不仅有效提高了选别效率,而且降低了生产成本,减轻了污染物排放对环境的影响。

铜渣浮选试验研究

铜渣浮选试验研究

第 4期 2 0 1 7年 8 月
矿 产 综 合 利 用
M ul t i pur p os e Ut i l i z a io t n of Mi ne r al Re s our c 选 试 验 研 究
薛春华 , 郑永 兴 , 董天 龙
成本 , 在选 别过 程 中 , 应 该 尽 可 能采 用 高 浓 度选 别 。 另外 , 从 不 同捕 收 剂对铜 的作 用效 果来 看 , 混 基黄 药
对 该铜 渣 的捕 收效果 最好 。
2 浮 选 试 验
2 . 1 磨 矿细 度条 件试 验 采用 z . 2 0 0作 铜捕 收剂 、 松油 作起 泡 剂 、 粗选 浓
度为 4 2 %, 粗选 p H值为 6 . 5 , 同时采 用一 粗 二扫 的 选 别流 程进 行磨 矿细度 试 验 , 试 验 流 程见 图 1 , 试 验
硫 化 物 的形 式存 在 , 理论 回收率 约 9 0 %。
表1 炼 铜炉 渣 多元 素分 析/ %
Ta bl e 1 El e me n t a l a n a l y s i s o f c o p p e r s l a g
年 已累计 约 5 0 0 0万 t 以上 … , 如果 将 其 直 接 堆 存 ,
收 稿 日期 : 2 0 1 6 一 l 1 — 3 0 ; 改 回 日期 : 2 0 1 7 — 0 2 — 2 7 基金项 目: 云南省科技厅人培项 目( K K S Y 2 0 1 5 6 3 0 4 1 ) 作者简 介 : 薛春华 ( 1 9 8 3 一 ) , 选矿工程师 , 主要研究方 向为选矿技术研究 。 通信作者 : 郑永兴 ( 1 9 8 6 一 ) , 男, 博士 , 讲师 , E - ma i l : y o n g x i n g z h e n g 2 0 1 5 @y a h o o . C O I l l

某高效铜捕收剂在铜硫矿石浮选中的试验研究

某高效铜捕收剂在铜硫矿石浮选中的试验研究

o b t a i n e d ,a t r e c o v e y r o f 8 6 . 8 3 % C u, a n d g o o d e x p e r i me n t a l r e s u l t s w e r e a c h i e v e d .

7 8・
有 色金 属( 选矿 部 分)
2 0 1 3年第 5 期
d o i : 1 0 . 3 9 6 9 0 . i s s n . 1 6 7 1 - 9 4 9 2 . 2 0 1 3 . 0 5 . 0 2 1
某高效铜捕收剂在铜硫矿石浮选中的试验研究
杨俊 彦 ,叶雪均 ,秦 华伟 ,缪飞 燕
8 6 . 8 3 %的 良好 试验 指 标 。
关 键 词 :捕收剂 ;浮选 ;胶状黄铁矿 ;黄铜矿 中图 分 类 号 : T D 9 2 Y. 1 3 ; T D 9 5 2 . 1 文 献标 志码 : A 文章 编 号 : 1 6 7 1 — 9 4 9 2 ( 2 0 1 3 ) 0 5 — 0 0 7 8 — 0 4
t o t h e p r o b l e m o f b a d s e p a r a t i o n i n d e x e s i n t h e o p e r a t i n g p l a n t ,f l o t a t i o n t e s t s w e r e c o n d u c t e d o n a h i g h —
e ic f i e n c y c o l l e c t o r o f c o p pe r .Th r o u g h a d o pt i n g c o pp e r p r e f e r e n t i a l f l o t a t i o n,us i n g a n e w t y p e hi g h —e f f i c i e n c y c o l l e c t o r Y 1 0 a s c o pp e r c o l l e c t o r , l i me a s d e p r e s s a n t 。 t he c o p p e r c o n c e n t r a t e g r a d i n g 2 2. 9 0 % Cu wa s

提高某铜镍矿石铜镍选矿指标的研究与实践

提高某铜镍矿石铜镍选矿指标的研究与实践

提高某铜镍矿石铜镍选矿指标的研究与实践发布时间:2023-05-05T06:33:51.776Z 来源:《福光技术》2023年5期作者:张潇[导读] 研究提高某铜镍矿矿石选别指标的方法并应用于工业实践。

通过工艺流程改进及应用新药剂组合,获得了较好的铜镍矿石的选别指标。

新疆亚克斯资源开发股份有限公司新疆哈密市 839000摘要:研究提高某铜镍矿矿石选别指标的方法并应用于工业实践。

通过工艺流程改进及应用新药剂组合,获得了较好的铜镍矿石的选别指标。

镍精矿镍品位和回收率分别由6339%和8519%提高到7789%和8600%。

铜精矿铜品位和回收率分别由2304%和5928%提高到2423%和8250%。

镍精矿镍铜比由原来的920提高到258。

关键词:选矿工程;铜镍矿;浮选;混合浮选;镍铜比;铜镍分离;某矿主要可回收元素为镍,其次为铜,采用新流程即原矿脱泥,开路精选,中矿返回磨矿,使用新型捕收剂C-125及其他适宜条件,在回收率和现场基本一致的基础上,混合精矿镍品位有的明显提高。

混合精矿经脱药、再磨以及采用适宜的调整剂和捕收剂,获得了较好的分离指标。

1矿石性质该矿石属于高品位铜镍硫化矿石,主要矿石矿物有镍黄铁矿、黄铜矿、黄铁矿、含镍磁黄铁矿及少量紫硫镍矿,少部分黄铜矿在脉石矿物中呈片状、浸染状产出。

镍黄铁矿、针镍矿基本不含铜。

由于自变作用和热液作用,其矿石中部分矿物经纤闪石化、滑石化、绿泥石化、绢石化等导致矿石含泥量较高,由于矿泥具有质点小、比表面积大、表面键力不饱和等特性,会明显降低镍金属回收率、镍精矿品位并增加药耗,给生产带来不便。

2开路条件试验根据矿石性质分析及同类矿石性质的研究,该矿石中铜镍矿物主要是硫化矿,其氧化矿物含量不高,金属矿物嵌布粒度较粗,在参照生产现场药剂制度情况下,拟采用集中磨矿、混合浮选工艺处理该高品位铜镍硫化矿石,捕收剂采用丁基钠黄药、调整剂使用碳酸钠及羧甲基纤维素、起泡剂使用复合药剂C125的浮选试验方案。

提高某难选铜硫矿石铜的回收率

提高某难选铜硫矿石铜的回收率

提高某难选铜硫矿石铜的回收率
邱廷省;温德新;尹艳芬;聂光华
【期刊名称】《有色金属工程》
【年(卷),期】2006(058)003
【摘要】研究某难选铜硫矿石的浮选工艺,提高铜回收率.在原矿含铜1.09%,含硫32%的情况下,采用磨矿细度-74μm占70%,以ZH-01为捕收剂,用(石灰
+Na2S+KG)组合抑制剂抑硫浮铜,经一粗二扫二精的工艺流程选别,获得铜品位14.2%,回收率70.30%,金品位3.7g/t,回收率33.5%,尾矿即为硫精矿的较佳指标.铜和金回收率分别比现生产工艺提高10%和11%.
【总页数】3页(P91-93)
【作者】邱廷省;温德新;尹艳芬;聂光华
【作者单位】江西理工大学,环境与建筑工程学院,江西,赣州,341000;江西理工大学,环境与建筑工程学院,江西,赣州,341000;江西理工大学,环境与建筑工程学院,江西,赣州,341000;江西理工大学,环境与建筑工程学院,江西,赣州,341000
【正文语种】中文
【中图分类】TD923.7;TD952
【相关文献】
1.提高某低品位难选铜钼矿铜钼粗选回收率的试验研究 [J], 王雅静;田锋
2.某难选铜矿石铜硫浮选分离试验 [J], 王世辉;叶雪均
3.提高难选含硫砷金矿石回收率的生产实践 [J], 张广田
4.提高难选氧化铜矿石中铜的综合回收率的试验研究 [J], 王政德;涂为民
5.提高某铜硫矿石硫回收率生产实践 [J], 黄金华;文金磊
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提高含铜难处理金矿金浸出率的试验研究

提高含铜难处理金矿金浸出率的试验研究
n e sf db g tcf l sc rido tTheg l a h g r t se ha c dt 32l . itn i e ym a nei ed wa are u . i i o dl c i aei n n e 9 . % e n o K e o d : e a t r o d o e c na ig c p e ; y o i i o ia in yw r s r f co y g l r o t i n o p r h p x ab o xd t ; itn i e y ma n t ed; e c ig r n o n e sf db g ei f l la h i ci n
中图分类号 :T I l F l- 3 文献标识码 :A
Ex e i e t l e e r h o o t n a c p r m n a s a c n h w o e h n e r g l a h n r m e r c o y g l r o t i n n o p r o d l c i g f o a r f a t r o d o ec n a n i g c p e e
矿和黄铁矿 的嵌布关系十分密切 。砷黝铜矿 、黝铜
矿等属次生硫化铜矿物 , 与黄铜矿的嵌布关系密切 ,
作者简介:夏青 (9 9一) 16 ,男 ,汉族,江西赣州人 ,副教授 ,硕士 ,长期从事矿物加工与湿法冶金的教学与科研。

2 3・
提 高含 铜 难处理 金矿 金浸 出率 的试验研 究
wi ol g b tl, y o i o x d t n it n i e yma n tcfeda d la higg l r m io i ain la i s t r l ote h p x abio i ai e sf d b g ei l n e c n o d fo b o x d to vng h n i o n i i e

福建某铜矿石选铜试验

福建某铜矿石选铜试验

福建某铜矿石选铜试验邹来昌;李伟英;邱廷省【摘要】福建某铜矿石有用矿物有硫化铜和黄铁矿.对该矿石进行了优先浮铜工艺技术条件研究,结果表明,采用2粗4扫、粗精矿合并1次精选、中矿顺序返回流程处理,最终获得了铜品位为22.44%、铜回收率为90.23%的铜精矿,铜精矿硫回收率仅为17.58%,为铜尾矿选硫取得较高硫回收率创造了条件.【期刊名称】《金属矿山》【年(卷),期】2013(000)003【总页数】3页(P90-92)【关键词】铜矿石;硫化铜;黄铁矿;优先浮铜【作者】邹来昌;李伟英;邱廷省【作者单位】江西理工大学资源与环境工程学院;紫金矿冶设计研究院;江西理工大学资源与环境工程学院;江西理工大学【正文语种】中文1 矿石性质福建某花岗岩型铜矿石中主要铜矿物为铜兰、黄铜矿、辉铜矿,有少量硫砷铜矿、硫铜锗矿与黝铜矿;主要脉石矿物为石英,其次为长石、地开石等。

矿石主要化学成分分析结果见表1,铜物相分析结果见表2。

表1 矿石主要化学成分分析结果 %注:Au、Ag、Ga、Ge的含量单位为g/t。

成分Cu S Zn Pb F SO3 K2 O 1.39 12.62 0.004 0.036 0.064 2.17 0.80成分 Na2 O WO3含量As Au Ag Ga Ge含量0.040 0.012 0.035 0.09 3.6 18.2 6.2表2 矿石铜物相分析结果 %占有率原生硫化铜铜物相含量0.22 15.83次生硫化铜1.04 74.82自由氧化铜 0.10 7.19结合氧化铜 0.03 2.16总铜1.39 100.00从表1可以看出,矿石中有回收价值的元素为Cu和S,有害元素As含量极低。

从表2可以看出,矿石中硫化铜占90.65%,氧化铜占9.35%,因此,该矿石属于硫化铜矿石。

2 试验结果与分析该矿石主要有用矿物为铜矿物,硫有综合回收价值,但硫可浮性较好,因此,试验将仅围绕原矿选铜工艺开展研究。

Y-89高效捕收剂对难选铜硫矿石浮选作用研究

Y-89高效捕收剂对难选铜硫矿石浮选作用研究
L O 』 O
一 内
铜品位
18
铜回收率
7 .3 08

枷 粗 nU 13 捕收 用量 (g 剂 / " mL _ 9
0 、

有色 全属( 选矿都 合)
20 年第 4 06 期
Y 8 高效捕收剂对难选铜硫矿石浮选作用研究 -9
盛忠义, 邱廷省
( 铜陵有色 金属( 集团) 公司, 安徽 铜陵 240 ) 401
摘 要: 以纯矿物和实际矿石研究 了Y 8 新型高效捕收剂对含次生铜矿物的难选铜硫矿石的浮选行为。 -9 研究结 果表明, 在石灰造成的高碱条件下, 采用Y 8 优先浮选铜硫矿石中的铜, -9 可获得铜品位 1. %、 6 9 铜回收率 8. %的铜 8 06 3 精矿, 与黄药相比, 铜精矿品位提高了1 1 铜回收率提高了6 3 证明Y 8 在高碱条件下的选择性和捕收能力均 . %, 8 . %, 1 -9
3- 2. L 6. 86 10 一
lg o/ t 10 g, / t 原 矿
01 .01 07 .7
石灰 粗 1 :
: 丁基
铜精矿
16
j.05
65
0.
.36
么 L
图2 Y 9 8 和丁基黄药用量对黄铜矿和黄铁 为 - 矿可浮性的影响。从试验结果来看,-9 Y 8. 对黄铜矿 的捕收能力要略高于丁基黄药,而二者对黄铁矿的 捕收能力相当, Y 8 较丁基黄药用量要少。 而且 -9
高于黄药。
关键词: 铜矿物; 铜硫矿石 Y8捕收 次生 难选 ; -9 剂 中图分类号: 2. T83 3 文献标识码: D 1 A 文章编号: 7-422 60-0 -3 1 1 9( 0) 0 40 6 9 0 4 4

采用新药剂提高铜铅锌浮选指标试验

采用新药剂提高铜铅锌浮选指标试验
we r e i n c r e a s e d b y 4. 6 3,1 . 7 7 a n d 1 . 3 4% r e s p e c t i v e l y wi t h t h e n e w a g e n t . Ke y wo r ds Cu — P b— Zn p o l y me t a l l i c o r e,Ne w P h a r ma c y,Fl o t a t i o n
摘 要 为 了提 高新疆 某铜 铅 锌 多金 属矿 铜铅 锌 浮 选指 标 , 通过 浮 选 试验 研 究 采 用 了新 型 药 剂 酯. 8 、 B 6 , 浮 选 闭 路 试 验 获 得 了铜 品 位 为 2 2 . 6 1 %、 铜 回收率 为 5 0 . 1 9 % 的铜 精矿 , 铅 品 位 为 5 2 . 5 7 %、 铅 回 收率 为 8 1 . 2 4 % 的铅 精矿 , 锌 品位 为 5 5 . 4 6 %、 锌 回 收 率为 9 1 . 4 0 % 的锌 精 矿 , 指 标 良
新 疆 某 铜 铅 锌金 属 矿 含 铜 0 . 3 5 %、 铅3 . 6 5 %、
1 . 2 矿石 矿物 组成
锌9 . 6 0 %, 选厂采用铜铅混合 浮选一铜铅分离 、 再
选 锌 的工艺 流程 。 目前 铜铅混 合 浮选 的药剂制 度 为
石灰 、 硫 酸锌 、 丁基 黄药 、 2 油, 生产 指标 铜 回收 率 约
矿石 中金属 矿 物 以黄铁 矿 、 闪锌 矿 、 方铅矿 、 黄 铜矿 为 主 , 其 次有 磁 铁 矿 、 铜蓝 、 褐 铁 矿 等 。脉 石 矿
物 主要 以石英 、 绿泥 石 、 方解 石 、 重 晶石 为主 , 炭质 物 含量 甚微 。金 属矿 物呈浸 染状 、 不规 则 团块状 、 细 脉

采用磁场强化浸出提高某含铜难浸金矿浸出率的试验研究

采用磁场强化浸出提高某含铜难浸金矿浸出率的试验研究

2 1 常规硫 脲浸 出试 验 . 采 用探索 试验 的最 优条 件进行 常规硫脲 浸 出试
验 。金 精矿 细度为 一 . 4 m 9 % , 固比为 2 1 0 03 m 0 液 :。
p H值 15 硫脲 用 量 7 gt硫 酸铁 用量 25 gt在 ., k/ , .k/,
电动搅 拌机 中搅拌 浸 出 1 h 2 。浸 出结 束后 对浸 液进 行过 滤 , 滤渣 烘干 制样 化验 A 。浸 出结 果金 浸 出率 u
某含铜难 浸 金精 矿 因黄 铜 矿 、 铁矿 等含 量 较 黄 高, 常规 难 浸 , 浸 出率 仅 4 . 1 , 验 中进 行 了 金 87% 试 细 菌预处理 及引 入磁 场 促 进 金 浸 出等一 系 列 研究 , 金 浸 出率 提高到 9 .6 的较理 想水 平 。 28 %
表 1 。
选择在永磁磁化装置 中进行试验, 重点考察磁 感应 强度对 金浸 出率 的影 响 。在 金精矿 细度为 一 . 0
0 3 m 0 , 固 比 为 2 1 p 值 1 5 硫 脲 用 量 4m 9% 液 : ,H .,
7 g t硫 酸铁用 量 2 5 g t搅拌 浸 出 1 h 磁感应 强 k/ , . k/ , 2,
1 % 。矿 石 自然 金粒度 分布 检测 结果 表 明 :. 3 5 0 0 7— 00 m . 1 m细 粒 金 及 0 0 . 1~0 0 5 m 微 细 粒 金 占多 .0 r a 数, 两粒级 含量达 8 . 3 ; 于 0 0 5 m 超显微 金 86 % 小 .0 m 也 占有一 定 比例 , 8 6 % 。因 原 矿 金 品 位 不 高 , 占 .1 对 原矿进行 了浮选 富集 。金 精矿 多元 素分 析结果 见

某选铜尾矿的选铁降硫试验研究_严华山_邱廷省_艾光华_邓冲

某选铜尾矿的选铁降硫试验研究_严华山_邱廷省_艾光华_邓冲

乎做不到,但由于两者之间可浮性差别较大,往往采[7-8]综上所述,确定对该选铜尾矿采用“磁选—铁粗分·选图 1 磨矿细度对铁磁选指标的影响Fig. 1 Influence of grinding fineness on indexes of ironmagnetic separation由图 1 可以看出,随着Ⅰ段磁选粗精矿磨矿细度的增加,铁精矿品位逐渐升高,而铁精矿中含硫量逐渐减少;当磨矿细度 -0.045 mm 占 70% 时,铁精矿中铁品位趋于最高,且硫品位接近最小值,故选择此Ⅰ段磁选粗精矿磨矿细度 -0.045 mm 占 70%。

3.2 活化剂种类对脱硫指标的影响在选铜工艺中,为了获得较好的铜精矿而加入了石灰对硫矿物进行抑制,且矿石中有些硫矿物可浮性较差,对铁精矿脱硫的第一步应对硫矿物进行活化,故选择高效的活化剂是关键。

在磨矿细度 -0.045mm 为 70%、丁黄药为 100 g/t、2 号油为 20 g/t 的条件下,试验考查了以下 4 种活化剂方案:① L1 + L由图 2 可以看出,以方案 ③ 硫酸 + L1 + L2:2 000 g/t + 1 000 g/t + 100 g/t 为硫矿物组合活化剂时,铁精矿脱硫指标最佳,要好于单独使用硫酸或者 + L2 的效果;而以方案 ④ 硫酸铜:1 200 g/t 为活化剂时,活化效果最差。

综合考虑,选择方案 ③ 硫酸 + L1 + L2:2 000 g/t + 1 000 g/t + 100 g/t 作为硫粗选活化剂。

3.3 硫酸用量对脱硫指标的影响矿物在合适的 pH 值范围内才可获得良好的浮选效果。

硫酸是磁黄铁矿、黄铁矿等硫矿物的有效活化剂,可对矿浆 pH 值进行调整,在不同 pH 值条件下,磁黄铁矿的可浮性差别较大。

固定磨矿细度 -0.045 mm 为 70%,L1 + L2 为 1 000 g/t + 100 g/t,丁由图 3 可以看出,随着硫酸用量的增加,矿浆 pH 值逐渐降低;当铁精矿品位逐渐升高,铁精矿含硫逐渐减少;当硫酸用量为 3 000 g/t 时,即矿浆在弱酸环境时,浮选脱硫效果较好。

铜矿的强化提炼和产品加工工艺考核试卷

铜矿的强化提炼和产品加工工艺考核试卷
2. ×
3. ×
4. √
5. ×
6. ×
7. √
8. ×
9. ×
10. ×
11. √
12. ×
13. ×
14. ×
15. √
16. ×
17. √
标准答案
一、单项选择题
1. B
2. C
3. B
4. A
5. D
6. A
7. A
8. B
9. A
பைடு நூலகம்10. C
11. D
12. A
13. B
14. D
15. D
16. D
17. A
18. C
19. A
20. D
21. C
22. A
23. B
24. B
25. D
二、多选题
1. ABD
2. ABC
3. ABC
A. 30-40℃
B. 40-50℃
C. 50-60℃
D. 60-70℃
29.铜矿选矿过程中,浮选作业中常用的起泡剂是?()
A.硫酸
B.碱
C.醋酸
D.氢氧化钠
30.铜矿浸出过程中,浸出液中铁的含量过高时,可以通过什么方法去除?()
A.沉淀
B.过滤
C.离心
D.离子交换
二、多选题(本题共20小题,每小题1分,共20分,在每小题给出的选项中,至少有一项是符合题目要求的)
C.氯化钠
D.碳酸钠
14.铜矿选矿过程中,浮选作业中常用的抑制剂是?()
A.硫酸
B.碱
C.醋酸
D.氢氧化钠
15.铜矿浸出过程中,下列哪种方法可以去除浸出液中的杂质?()
A.沉淀

提高一段选铜回收率

提高一段选铜回收率

提高一段选铜回收率胡仙凤;熊新海【摘要】泗洲选矿厂新浮选系统运行后,一段选铜回收率持续低迷.针对这一现状,调查取证分析,发现药剂作用时间不够和工艺参数不合理是主要原因,遂提出通过增加药剂作用时间的办法提升生产指标,并就如何运用正交试验来优化工艺参数作了详细的阐述,达到了提高一段选铜回收率的目标.【期刊名称】《铜业工程》【年(卷),期】2014(000)003【总页数】5页(P66-70)【关键词】一段;浮选;回收率;时间;工艺参数;正交试验【作者】胡仙凤;熊新海【作者单位】江西铜业集团公司德兴铜矿,江西德兴334224;江西铜业集团公司德兴铜矿,江西德兴334224【正文语种】中文【中图分类】TD952.11 引言泗洲选矿厂浮选是关键的生产过程,该过程分一段铜硫混浮和二段抑硫浮铜两个阶段,其中一段的选别过程又分为粗一、粗二、扫一和扫二四个作业。

由于设备老化,一段原16m3浮选机全部改造成KYF-130m3浮选机,改造后的新浮选系统历经满负荷投料试生产,改进试生产中出现的问题,再试生产等过程。

新系统运行后,流程畅通,设备运行正常,但生产指标低迷,尤其是一段选铜回收率,未达到87%的设计值。

2 一段选铜回收率现状(1)130m3浮选系统正式运行前后指标情况见表1。

(2)130m3浮选系统运行后,一段选铜回收率较低的84个班次的各项控制条件及运行状况见表2。

表1 130m3浮选系统正式运行前后一段选铜回收率情况/%时间 16m3浮选系统运行时130m3浮选系统运行时第一周第二周第三周第四周一段选铜回收率88.80 88.42 87.98 88.57 86.95 86.90 86.93 87.41第一周第二周第三周第四周88.43 87.02加权平均表2 一段选铜回收率较低的84个班次的各项控制条件及运行状况序号矿石可选性入选浓细度设备运行状况1良好合格风机仪表显示误差大2良好浓度:37%,+80目含量:12.05%不符合工艺要求正常3良好浓度:35%,+80目含量:10.23%不符合工艺要求正常续表序号矿石可选性入选浓细度设备运行状况4良好浓度:36%,+80目含量:9.12%不符合工艺要求正常5良好浓度:36%,+80目含量:11.25%不符合工艺要求正常6 由3#铲供矿,矿石可选性差合格正常7良好浓度:37%,+80目含量:14.58%不符合工艺要求正常8良好浓度:28%,+80目含量:9.68%不符合工艺要求正常9良好合格砂泵跳闸10 良好合格正常11良好合格正常3 影响一段选铜回收率的因素及原因分析在矿石可选性、入选浓细度等其余各项条件均合格的情况下,一段选铜回收率仍然在87%以下,金属流失严重[1]。

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快速浮选提高选铜指标的试验研究邱廷省1,2,严华山1,艾光华1,邱仙辉1(1.江西理工大学资源与环境工程学院,江西赣州341000;2.江西省矿业工程重点实验室,江西赣州341000)摘要:某铜硫矿中含Cu 0.55%,含S 5.21%,磁黄铁矿含量较高.在对其进行工艺矿物学研究的基础上,将矿石磨至粒径小于0.074mm 占65%,采用“快速浮选-混合浮选-混合粗精矿再磨”工艺进行试验,结果表明,最终可获得含铜20.84%,回收率为93.97%的铜精矿.相比现场工艺提高了选铜指标,并节约了磨矿成本.关键词:铜硫矿选矿;快速浮选;部分优先浮选中图分类号:TD952.1文献标志码:ATest study of improving copper sorting index by flash flotationQIU Tingsheng 1,2,YAN Huashan 1,AI Guanghua 1,QIU Xianhui 1(1.School of Resource and Environmental Engineering,Jiangxi University of Science and Technology,Ganzhou 341000,China ;2.Jiangxi Key Laboratory of Mining Engineering,Ganzhou 341000,China)Abstract :A copper sulfide ore contains 0.55%of Cu and 5.21%of S with very high content of pyrrhotite.On the basis of the process mineralogical study,grinding fineness of 65%of minerals particle size is less than 0.074mm.The process of “flash flotation -mixed flotation-mixed rougher concentrate regrinding ”is adopted.The results show that copper concentrate with copper bearing of 20.84%and recovery rate of 93.97%can be pared with field process ,the sorting index of copper is improved to save the grinding cost.Key words:mineral processing of copper sulfide ore ;flash flotation ;partial selective flotation收稿日期:2014-09-10基金项目:国家自然科学基金资助项目(51474114)作者简介:邱廷省(1962-),男,博士,教授,博导,主要从事矿物加工工程及环境工程领域研究工作,E-mail :qiutingsheng@.文章编号:1674-9669(2014)05-0106-05DOI :10.13264/ki.ysjskx.2014.05.020有色金属科学与工程第5卷第5期2014年10月Vol.5,No.5Oct.2014Nonferrous Metals Science and Engineering0引言铜是人类应用最为广泛的金属之一,是国计民生和国防工程乃至高新技术领域中不可或缺的基础材料和战略资源.随着我国经济的高速发展,对铜的需求量将越来越大.同时,伴随着铜矿山的不断开采,铜矿日趋于“贫、细、杂”,选矿难度增大,因此,矿山企业在铜矿石选矿时采用合理的选矿工艺,提高选铜指标具有重要的社会意义.某铜硫矿含铜0.55%、含硫5.21%,铜矿物主要为黄铜矿,硫矿物主要为磁黄铁矿.黄铜矿是自然界中自诱导可浮性和捕收剂诱导可浮性最好的矿物之一,在硫化矿物的浮选分离研究中,黄铜矿都是作为优先浮选回收的产品.磁黄铁矿由于性质多变,不同矿床和位置、不同晶系的磁黄铁矿在可浮性和磁性上差异较大;加上磁黄铁矿易氧化和泥化,将大量消耗矿浆中的氧气,造成浮选环境变差;另外单斜磁黄铁矿可能产生磁团聚,对磁黄铁矿的浮选产生不利影响.因此,磁黄铁矿与黄铜矿的分离一直是个难题[1],磁黄铁矿含量的多少与黄铜矿结合的紧密程度决定了该矿石分选的难易程度.对于含磁黄铁矿的铜硫矿的选别,一般采用“抑硫浮铜”工艺.研究表明[2-3],黄铜矿在较宽的pH 条件范围内均保持良好可浮性,而磁黄铁矿受矿浆pH 影响较大,pH>12时,磁黄铁矿显著受抑制,且浮选前的充气搅拌对磁黄铁矿有一定抑制作用.现场工艺为:在将原矿磨至粒径小于0.074mm 占75%条件下,采用“优先浮选”工艺流程进行选矿.本研究在工艺矿物学研究的基础上,在将矿石磨至粒径小于0.074mm占65%,pH=12的条件下,采用“快速浮选-混合浮选-混合粗精矿再磨”工艺流程,获得了较好的选铜指标,提高了现场选铜指标,对该类铜硫矿石的选别具有借鉴意义.1矿石性质该矿属接触交代矽卡岩型铜铁矿床,矿石自然类型主要为磁铁矿型铜矿石,次为矽卡岩型铜矿石和矽卡岩型铁矿石.主要金属矿物有磁铁矿、黄铜矿、磁黄铁矿和黄铁矿;主要脉石矿物为灰透石-次透辉石、石榴子石等.矿石构造以块状、次块状为主,浸染状次之,少量脉状、网脉状.矿石结构主要为交代溶蚀结构,其次为结晶结构,少量变质结构、固溶体分离结构及胶体结构.主要金属矿物的嵌布粒度为:磁铁矿0.04~0.8mm,黄铜矿0.03~0.2mm,黄铁矿0.05~0.3mm,磁黄铁矿0.05~0.3mm,主要金属矿物粒度范围较宽,属粗细粒不均匀型矿石.原矿多元素分析及铜硫物相分析结果分别见表1、表2、表3.表1原矿多元素分析结果/%元素名称Cu S TFe MgO CaO Al2O3SiO2Au*Ag*含量0.55 5.2121.34 6.9519.44 4.4125.020.10 4.37注:标有“*”单位为g/t.表2铜物相分析结果/%名称原生硫化铜次生硫化铜自由氧化铜结合氧化铜总铜含量0.5170.0260.0010.0030.547占有率94.52 4.750.180.55100.00表3硫物相分析结果/%相别磁性硫化物单体硫其它硫化物硫酸盐总硫含量 3.140.092 1.9460.027 5.205占有率60.33 1.7737.380.52100.00由原矿多元素分析及铜硫物相分析结果可知,原矿中含Cu、S分别为0.55%、5.21%,其中铜矿物中绝大部分(94.52%)为原生硫化铜,次生硫化铜及氧化铜含硫较少,硫矿物中60.33%为磁黄铁矿等磁性硫化物.2试验2.1试验矿样根据原矿物质组成研究和试验研究的需要,将大块原矿分别经破碎、筛分到粒径小于2mm,混匀、缩分取样装袋,以下所述“原矿”均为粒径小于2mm选矿试验样.2.2试验方案硫化铜矿石常共生有硫化铁矿物,其含量、可浮性及其与硫化铁矿物的共生关系等直接影响选铜指标[4].本试验研究矿样中铜大部分为可浮性较好的黄铜矿,但含硫较高,且其中60.33%为磁黄铁矿,对选铜影响较大,故本实验重点在于解决铜硫分离的问题.目前,国内有以下几种工艺流程[5-7]:优先浮选、混合浮选-铜硫分离、等可浮、部分优先-混合浮选等.铜硫分离时,一般采用石灰为硫抑制剂[8-13].针对该矿特点,在前期试验探索的基础上,本实验拟采用“部分优先(即快速浮选)-混合浮选-混合粗精矿再磨”工艺流程进行试验.快速浮选[14-15]是充分利用铜硫矿物之间的单体解离特性和可浮性差异,对已单体解离的铜矿物采用高选择性的捕收剂,优先将这部分铜矿回收,再与第二步铜硫混浮后分离所得铜精矿合并得到最终铜精矿,这样就可避免可浮性好或已解离铜矿物过磨或表面受到污染,达到改善铜硫分离效果、提高选矿指标的目的.2.3试验药剂及设备试验中用到的药剂有石灰、LP-01、Z-200#、酯-105、MAC-10、丁基黄药、松醇油等,均为矿山选厂工业用药剂,试验用水为民用自来水.试验所用设备为XMQ-240×90型锥形球磨机、XFD、XFG系列浮选机.邱廷省,等:快速浮选提高选铜指标的试验研究第5卷第5期107图2捕收剂种类对铜选别指标的影响3结果与分析3.1磨矿细度对铜选别指标的影响采用的流程第一步为:将原矿磨至较粗粒级条件下进行铜的选别,在使用Z-200#为铜捕收剂,2500g/t 石灰(加在磨机内,pH=12)为抑制剂,15g/t 松醇油为起泡剂的条件下进行铜粗选试验,考察粒径小于0.074mm 分别占60%、65%、70%3个细度对铜粗选指标的影响,试验结果见图1.由图1可知,随着磨矿细度的增加,铜矿物单体解离程度增加,铜粗精矿品位及回收率均呈上升趋势,当磨矿细度达到粒径小于0.074mm 占65%时,铜品位及回收率增幅较缓,故综合考虑磨矿成本与回收指标,选择磨矿细度为粒径小于0.074mm 占65%较为合适.3.2捕收剂种类对铜选别指标的影响选择合适的捕收剂对获得良好选铜指标至为关键,在固定磨矿细度为粒径小于0.074mm 占65%,2500g/t 石灰为抑制剂,15g/t 松醇油为起泡剂的条件下,本试验考察了LP-01(20g/t )、Z-200#(20g/t )、酯-105(20g/t )、MAC-10(20g/t )、丁基黄药(50g/t )等5种捕收剂对铜粗选指标的影响,试验结果见图2.由图2可知,5种捕收剂中:MAC-10所得铜粗精矿回收率最低,其品位也不高,故不予考虑;LP-01与Z-200两种捕收剂的选铜指标相近,较MAC-10效果更好;酯-105所得铜精矿品位最高,而丁基黄药所得铜精矿回收率最高,故酯-105对该铜矿的选择性最佳,而丁基黄药对其捕收能力最强.故考虑快速浮选可采用酯-105为铜捕收剂,以获得较高品位的铜精矿;而铜硫混浮时,重在获得较高的回收率,因此可采用丁基黄药为选铜捕收剂.3.3快速浮选时间对铜选别指标的影响有效实现部分优先或快速浮选工艺的前提条件是充分利用铜矿物解离特性和可浮性差异,以及与矿石性质相适应的高效选择性捕收剂的应用[14-15].快速浮选旨在获得较高品位的部分铜矿物,由图2可知,酯-105对于该铜矿具有很好的选择性,故采用酯-105为快速浮选时的铜捕收剂.快速浮选时间对浮选指标影响较大,时间过短不能使已单体解离的铜矿物充分浮出,若时间过长,则不能得到足够高品位的铜精矿.因此,本试验在固定磨矿细度为粒径小于0.074mm 占65%,20g/t 酯-105为捕收剂,2500g/t 石灰为抑制剂,15g/t 松醇油为起泡剂的条件下,考察浮选时间对铜选别指标的影响,试验结果见图3.由图3可知,随着浮选时间的增加,铜精矿品位逐渐下降,而铜回收率逐渐升高.当浮选时间由5s 增至10s 时,铜回收率骤增,而品位下降不多,浮选时间超过10s 后,铜品位下降较快而回收率增加变缓,故快速浮选时间选用10s ,此时大部分单体解离的铜矿物得到回收,可基本实现黄铜矿的早收多收.9.29.19.08.98.88.78.6铜品位铜回收率铜品位/%91.090.590.089.589.088.5铜回收率/%606264666870<0.074mm 含量/%图1磨矿细度对铜浮选指标的影响10.009.759.509.259.008.758.50铜品位铜回收率97.595.092.590.087.585.082.5铜品位/%铜回收率/%LP-01Z-200酯-105MAC-10丁基黄药捕收剂种类铜品位铜回收率19.519.018.518.017.517.016.516.0706050403020铜品位/%铜回收率/%5101520浮选时间/s图3浮选时间对铜选别指标的影响有色金属科学与工程2014年10月108铜品位/%铜作业回收率/%3.4丁基黄药用量对铜选别指标的影响对快速浮选剩下的尾矿,须使用较强捕收能力的铜捕收剂将剩下的铜矿物进行选别,由图2可知,丁基黄药在所考察的5种捕收剂中捕收能力最强.故固定磨矿细度为粒径小于0.074mm 占65%,20g/t 酯-105为快速浮选捕收剂,2500g/t 石灰为抑制剂,15g/t 松醇油为起泡剂,在上述相同条件进行了10s 快速浮选的基础上,改变丁基黄药的用量,考察丁基黄药的用量对铜选别指标的影响,试验结果见图4.由图4可知,随着丁基黄药用量的加大,混合粗精矿的铜品位先升高,在40g/t 用量时品位最高,随后随着用量的增加而呈降低的趋势;而铜作业回收率则先缓慢升高,当丁基黄药用量为50g/t 后趋于平缓.因此,综合考虑,选用丁基黄药用量为50g/t ,此时铜品位虽不是最高,但铜作业回收率已接近于最大值,指标较好.3.5混合粗精矿再磨细度对铜选别指标的影响由于原矿磨矿细度仅为粒径小于0.074mm 占65%,还有一部分铜矿物未能充分解离,尽管粗选能通过强捕收能力的丁基黄药回收上来,但仍影响铜精选指标,因此必须对混合粗精矿再磨,使其充分单体解离.在固定磨矿细度为粒径小于0.074mm 占65%,20g/t 酯-105为快速浮选捕收剂,2500g/t 石灰为抑制剂,50g/t 丁基黄药松为混合浮选捕收剂,15g/t 松醇油为起泡剂的条件下,改变混合粗精矿的再磨细度,对混合粗精矿进行精选,考察混合粗精矿再磨细度对铜选别指标的影响,试验结果见图5.由图5可知,随着混合粗精矿再磨细度的增加,未单体解离的铜矿物逐渐彻底单体解离,更有利于捕收剂作用于铜矿物表面而浮选上来,此阶段铜精矿的品位及作业回收率变化趋势相近,均为较快地增加,当再磨细度为粒径小于0.038mm 占70%时,此时大部分的连生体铜矿物均已单体解离出来,故铜品位及作业回收率均接近于最高值,此后铜指标趋于平缓.因此混合粗精矿再磨细度选用粒径小于0.038mm 占70%,此时可在最小磨矿成本下获得最佳的选铜指标.3.6实验室小型闭路试验条件试验获得了对该矿铜选别指标的各影响因素的最佳水平,在此基础上进行实验室小型闭路试验,试验流程及药剂制度见图6,试验结果见表4.6.956.906.856.809088868482铜品位铜作业回收率30405060丁基黄药用量/(g ·t -1)图4丁基黄药用量对铜选别指标的影响图5混合粗精矿再磨细度对铜选别指标的影响14.4514.4014.3514.3014.2514.2014.15铜品位/%96.596.095.595.094.594.0铜作业回收率/%铜品位铜作业回收率65.067.570.072.575.077.580.0<0.038mm 含量/%原矿石灰:2500pH=12粒径<0.074mm 占65%酯-10520松醇油铜部分优先浮选10s丁基黄药50松醇油丁黄药30松醇油混合浮选铜精选Ⅰ铜扫选石灰150铜精选Ⅱ铜精矿尾矿<0.038mm 占70%药剂用量单位:g/t 图6闭路试验工艺流程邱廷省,等:快速浮选提高选铜指标的试验研究第5卷第5期109表4闭路试验结果/%产品名称产率品位回收率Cu S Cu S铜精矿 2.4820.8425.3393.9712.06尾矿97.520.034 4.698 6.0387.94原矿100.000.55 5.21100.00100.00由表4可知,对该矿在用石灰调矿浆至较高pH 条件下,采用“快速浮选-混合浮选-混合粗精矿再磨”工艺流程,最终可获得含铜20.84%,铜回收率为93.97%的铜精矿,铜选别指标良好.4结论1)该矿主要金属矿物有黄铜矿、磁铁矿、磁黄铁矿和黄铁矿;主要脉石矿物为灰透石-次透辉石、石榴子石等;主要金属矿物粒度范围较宽,属粗细粒不均匀型矿石.原矿中含Cu、S分别为0.55%、5.21%,其中铜矿物中绝大部分(94.52%)为原生硫化铜,次生硫化铜及氧化铜含硫较少,硫矿物中60.33%为磁黄铁矿等磁性硫化物.2)对该矿采用“快速浮选-混合浮选-混合粗精矿再磨”工艺流程,最终可获得含铜20.84%,铜回收率为93.97%的铜精矿,铜选别指标良好.在较高矿浆pH下,磁黄铁矿抑制效果较好,酯-105对该铜矿具有较好的选择性.3)相对于现场工艺,该工艺提高了铜的选别指标并节约了磨矿成本,对矿山企业具有较大的经济意义.本研究对同类矿石选矿具有较大的借鉴意义.参考文献:[1]邱显扬,马先峰,何晓娟,等.磁黄铁矿与黄铜矿浮选分离研究进展[J].矿业工程,2011,9(6):29-31.[2]马先峰,邱显扬,何晓娟,等.黄铜矿与磁黄铁矿选别性质差异研究[J].有色金属(选矿部分),2012,64(6):35-38.[3]崔毅琦,童雄,周庆华,等.国内外磁黄铁矿浮选的研究概况[J].金属矿山,2005,40(5):24-63.[4]杨少燕,冯其明,张国范,等.某复杂铜硫铁矿石的选矿工艺研究[J].矿产保护与利用,2010,30(2):28-32.[5]朱继生.冬瓜山铜矿选矿技术攻关[J].中国钼业,2006,30(5):24-27.[6]阮华东,彭屹.武山铜矿提高选矿指标实践[J].矿业快报,2004,24(7):32-34.[7]吴熙群,李世伦,谢珉.西藏玉龙铜矿硫化矿选矿工艺流程的研究[J].矿冶,2000,9(4):32-37.[8]王勇军,尹曾根,王海波.某铜硫矿优先浮选工艺研究[J].矿产保护与利用,2011,31(3):15-18.[9]汤玉和,汪泰,胡真.铜硫浮选分离药剂研究现状[J].材料研究与应用,2012,6(2):100-103.[10]杨昌龙.快速浮选工艺回收某矿磁尾中低品位铜硫试验[J].现代矿业,2014,30(4):133-135.[11]严华山,尹艳芳,艾光华.澳大利亚某铜硫铁矿选矿试验研究[J].矿山机械,2014,42(8):95-99.[12]黄万抚,王宏.新型药剂浮选江西某难选铜矿的试验研究[J].有色金属科学与工程,2013,4(3):62-67.[13]匡敬忠,李永峰,刘德华.铜硫分离中抑制剂的应用[J].矿业研究与开发,2013,33(10):51-54.[14]吴熙群,李成比,何国勇,等.提高铜硫矿石铜选矿指标的有效途径[J].有色金属(选矿部分),2005,57(1):1-5.[15]邹丽萍,罗仙平,马鹏飞,等.分步浮选提高甘肃某铜矿石选矿指标[J].金属矿山,2014,49(4):95-98.有色金属科学与工程2014年10月110。

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