某复杂铜镍硫化矿选矿试验

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某复杂铜镍硫化矿选矿试验

某复杂铜镍硫化矿选矿试验
呼振峰
【期刊名称】《矿业快报》
【年(卷),期】2011(000)011
【摘要】针对新疆某复杂铜镍硫化矿进行了铜、镍回收的试验研究。

通过预先浮选滑石—铜镍混选—铜镍分离工艺和铜镍混选—铜镍分离工艺对比试验,最终确定采用铜镍混选—铜镍分离工艺流程回收铜和镍。

实验室闭路试验获得指标：铜精矿含铜20.19%,含镍0.75%,铜回收率66.09%;镍精矿含镍6.36%,含铜0.95%,镍回收率80.43%。

【总页数】4页(P13-16)
【作者】呼振峰
【作者单位】北京矿冶研究总院;矿物加工科学与技术国家重点实验室
【正文语种】中文
【中图分类】TD952
【相关文献】
1.多金属复杂锡铜硫化矿选矿试验 [J], 赵春贤;平福先;张宁翠;秦铁玲
2.某复杂铜镍硫化矿选矿试验 [J], 呼振峰
3.某复杂铜铅锌多金属硫化矿选矿试验研究 [J], 黄建芬;余江鸿
4.某复杂难选硫化铜镍矿中矿细磨、柱机联合再选工艺应用实践研究 [J], 谢杰
5.内蒙古某含银锑复杂铜铅锌多金属硫化矿选矿试验研究 [J], 刘水红;李成必;曾克文;王立刚;叶岳华;孙志健
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某复杂难选铜铅锌多金属硫化矿选矿试验

某复杂难选铜铅锌多金属硫化矿选矿试验王伟之;陈丽平;孟庆磊【摘要】辽宁葫芦岛地区某金、银品位较高的铜铅锌多金属硫化矿石结构构造复杂,铜、铅、锌分离难度较大.为高效开发利用该矿石,按优先混浮铜铅—混浮精矿铜铅分离—混浮尾矿抑硫浮锌的原则流程对该矿石进行了系统的选矿试验.结果表明,采用2粗1扫2精铜铅混浮、1粗2扫3精铜铅分离、1粗2扫2精选锌、中矿顺序返回的闭路流程处理该矿石,最终获得了铜、金、银品位分别为20.88％、2.37 g/t、1 808 g/t,铜、金、银回收率分别为85.72％、46.27％、22.46％的铜精矿,铅、金、银品位分别为63.13％、0.99 g/t、5 973 g/t,铅、金、银回收率分别为80.00％、19.57％、75.16％的铅精矿,锌、金、银品位分别为55.96％、0.35g/t、37.80 g/t,锌、金、银回收率分别为84.21％、10.47％、0.72％的锌精矿,较好地实现了铜、铅、锌的分离回收.【期刊名称】《金属矿山》【年(卷),期】2014(000)003【总页数】5页(P75-79)【关键词】铜铅锌多金属硫化矿石;铜铅混浮;铜铅分离;抑硫浮锌【作者】王伟之;陈丽平;孟庆磊【作者单位】河北联合大学矿业工程学院,河北唐山063009;河北省矿业开发与安全技术实验室,河北唐山063009;河北联合大学矿业工程学院,河北唐山063009;河北联合大学矿业工程学院,河北唐山063009【正文语种】中文【中图分类】TD923+.7复杂难选多金属硫化矿通常是指其中有2种或2种以上硫化矿物致密共生，或者有部分硫化矿物发生氧化变质的多金属硫化矿。

这类矿石或因矿物组分复杂、共生关系密切，或因部分矿物易泥化而分选十分困难。

此类矿石的高效分选已成为选矿科技工作者的重大攻关课题之一。

辽宁省葫芦岛地区某铜铅锌多金属矿石中黄铜矿、方铅矿及闪锌矿致密共生，试验根据矿石中各矿物的性质特点，进行了铜、铅、锌矿物的分离回收工艺研究。

新疆某低品位难选铜镍矿石选矿试验

新疆某低品位难选铜镍矿石选矿试验许永伟;张锦瑞;王金庆;罗仙平;肖云;魏盛甲【摘要】新疆某低品位难选铜镍矿石铜、镍品位分别为0.23%和0.69%,现场采用预选脱除滑石—铜镍混合浮选再分离铜流程获得铜精矿和铜镍混合精矿,铜镍回收率较低.为给现场工艺流程改造提供依据,进行了选矿试验研究.结果表明:在磨矿细度为-0.074 mm占80%条件下,以六偏磷酸钠+CMC为抑制剂、硫酸铜为活化剂、Z-200+J622为捕收剂,经1粗2精1扫铜镍混合浮选,铜镍混合精矿经3次铜精选,获得了含铜18.08%、铜回收率52.17%的铜精矿和含铜2.81%、含镍16.25%、铜回收率41.73%、镍回收率81.78%的铜镍混合精矿.与现场生产指标相比,铜、镍回收率分别提高了9.67和3.45个百分点,浮选指标明显得到改善.%There is 0. 23% Cu and 0. 69% Ni in a refractory low-grade Cu-Ni ore in Xinjiang. Copper and nickel recov-ery rate is low by on-site talc priority removal andcopper-nickel bulk flotation and copper separation process,copperconcen-trateard and Cu-Ni mixed concentrate as products. To provide basis for transformation of on-site process,beneficiation test was conducted. The results showed, by process of copper-nickel bulk flotation and copper-nickel separation process, Under the grinding fineness of -0. 074 mm 80%, using sodium hexametaphosphate+CMC as depressor, copper sulfate as activator, Z-200+J622 as collector,copper concentrate containing 18. 08% Cu,copper recovery rate of 52. 17%,Cu-Ni mixed concen-trate containing 2. 81% Cu,16. 25% Ni,copper recovery rate of 41. 73%,nickel recovery rate of 81. 78% is obtained via one roughing,two cleaning, one scavenging copper-nickel bulk flotation, and copper-nickelmixed concentrate with three copper cleaning closed-circuit flotation process. Compared with on-site process, copper, nickel recovery rate increased by 9. 67 and 3. 45 percent points,respectively,the flotation indexes have improved significantly.【期刊名称】《金属矿山》【年(卷),期】2017(000)002【总页数】5页(P55-59)【关键词】难选铜镍矿石;铜镍混合浮选;滑石【作者】许永伟;张锦瑞;王金庆;罗仙平;肖云;魏盛甲【作者单位】华北理工大学矿业工程学院,河北唐山063009;青海西部矿业科技有限公司,青海西宁810006;青海省高原矿物加工工程与综合利用重点实验室,青海西宁810006;华北理工大学矿业工程学院,河北唐山063009;青海西部矿业科技有限公司,青海西宁810006;青海省高原矿物加工工程与综合利用重点实验室,青海西宁810006;江西理工大学资源与环境工程学院,江西赣州341000;青海西部矿业科技有限公司,青海西宁810006;青海省高原矿物加工工程与综合利用重点实验室,青海西宁810006;江西理工大学资源与环境工程学院,江西赣州341000;青海西部矿业科技有限公司,青海西宁810006;青海省高原矿物加工工程与综合利用重点实验室,青海西宁810006;青海西部矿业科技有限公司,青海西宁810006;青海省高原矿物加工工程与综合利用重点实验室,青海西宁810006【正文语种】中文【中图分类】TD952.1;TD954铜、镍矿被世界上许多国家列为战略储备物资，具有非常广泛的用途，是一个国家现代化建设的基础[1]。

某铜锌硫多金属矿选矿试验研究

ＺＨＵａｆｎＹｎｅ，ＷＡＮＧＣｕ，ＺｈｎＨＡＯＹｎｅ，ＣＮｕｉａｗｉＨＥＦｌｎ
（ｕｉｉｉｇＣ．Ｌｔ．ｕｉＹｕｎｎ６３０ＹｘｎｎｏＭｄ，Ｙｘｎａ５１０，Ｃｉａｈｎ）
ＡｂｔａｔＳｍｅｏｐｒｚｎｏｅｉｅｔｄｔｏｔｉ．６Ｃ，１３％Ｚ，２．５Ｓ，１０ｓｒｃ：ｏｃｐｅ— ｉｃｒｓｔｓｅｏｃｎａｎ２８％ｕ．Ｏｎ９１％．ＯＡｕ
等。脉石矿物主要由石英、方解石、斜长石、绿泥
表１原矿多元素分析结果
Ｔｂｅ１ａｌＭｕｔｅｅｎｎｌｓｓｒｓｌｆｒｎｏ－ｎｒｌ — ｌｍｅｔａａｙｉｅｕｔｏｕ — ｆｍｉｅｏｅｉｓ／％
摘要：某铜锌矿石含铜２６锌１０．％、．％、硫２．％、金１０／８３９５１．￣、银３．ｇ，试验研究表明，在磨矿细度一４ “ｎ０ｔ９６／１ｔ７ｉ占
８％０的条件下，采用部分混合一优先浮选流程粗选，混合粗精矿再磨后进行铜、锌分离浮选，最终可获得含铜２．１５％、９回收率为８．％的铜精矿，５３２含锌３．％、回收率为８．％的锌精矿，２４１３０４含硫５．％、回收率为８．％的硫精矿。０８９２１２
磨矿细度试验采用铜锌混合浮选流程，其试验
流程如图１示，试验结果见图２所。
随着磨矿细度的增加，铜、锌的回收率也随之增加，但－４ｍ占７％、８％、０时的指标变化７００９％不大，后续试验选取一４ｍ８％的细度进行试验。７０

内蒙某铜镍矿选矿试验研究

精矿含铜０２％。．５
关键词：铜镍矿；硫镍矿；镍分离紫铜
中图分类号：Ｄ５Ｔ９２
文献标识码：Ａ
ＴＨＥＥＸＰＥＲＩＭＥＮＴＡＬＲＥＳＥＡＲＣＨＮＥＲＡＬＰＲＯＣＥＳＩＯＮＭＩＳＮＧＯＦＣＯＰＰＥＲ— ＣＫＥＬ０ＲＥＩＮＥＩＮＩＮＭＥＮＧ
ＡＢＳＴＲＡＣＴ：Ｄｉｅｔｄａｈｒｐｒｙａｄｃａａｔｒｓｉｓｉｉｎ — ｒｈｔｉｎｖｎｄｓｅｎｔｏｉｅｒｃｅｔｔｅｐｏｅｔｎｈｒｃｅｉｔｃｎＮｅｍｅｇＣｕＮｉｏｅｔａｓｕｅｅｉｓｍｉａｉｎｓｚａｄｈｇｅｅｅｆｎｃｅ，ａｃｍｂｉａｉｎｏ５ｉｈｂｔｒｉｄｐｅｏｆｏｔｏｐｒｂｕｐｒｓｉｎｏｉｋｌＳｎｉｈｒｌｖｌｏｉｋｌｏｎｔｆＹ一ｎｉｉｓａｏｔｄｔａｅｃｐｅｙｓｐｅｓｏｆｎｃｅ，Ｏｏｏｌｔｅｂｔｅｅｒｔｄｒｓｌｉｃｉｖｄ．Ｐｉａｙｇｉｄｎｏ一０７ｈｅｔｒｓｐａａｅｅｕｔｓａｈｅｅｒｍｒｒｎｉｇｔ０．４ｍｍ０％，ｉｎｏｉｍｕｆｒｓｄａ７ｌｍｅａｄｓｄｕｓｌｄｅａｅｕｅｓｉｒｇｌｔｒ．ｂｔｌａｔａｅａｄＺ一２０ａｏｌｃｏｎｔｅｒｕｈｎｇａｄｓａｅｇｎ．Ｔｈｏｒｅｃｐｐｒｃｎｅｔａｅｉｅｕａｏｕｙｎｈｔｎｘ０ｓｃｌｔｒｉｈｏｇｉｎｃｖｎｉｇｅｅｃａｓｏｅｏｃｎｒｔｓｒｇｏｎｄｔ６％ｍｉｕ０ｅｒｕｏ８ｎｓ０．４５ｍｍ。ａｉｇｔｅｄｐｅｓｎ５ａｄｒｃｎｅｔａｅ．ＡｅａｉｅｉｅｌｓｐｒｔｏｎｅｄｄｎｈｅｒｓａｔＹ一ｎｅｏｃｎｒｔｒｌｔｄａｅａａｉｎｉｄｘｖｉｂａｎｄ：ｃｐｅｏｃｎｒｔｏｔｉｉｇｃｐｅ０．６％ｓｏｔｉｅｏｐｒｃｎｅｔａｅｃｎａｎｎｏｐｒ３２ｎｃｅｏｃｎｒｔｏｔｉｉｇｎｃｅ８％ｉｋｌｃｎｅｔａｅｃｎａｎｎｉｋｌ４．９ｗｉｈｃｐｐｒｒｃｖｒ８．０％ｔｏｅｅｏｅｙ８１ａｄｎｉｋｌ０．９％；ｎｃｅ８

新疆某硫化铜矿选矿试验

）／，ｉｍｕｔ０ｔｅｍｏｎｓ（５＋５ｇｔｌａｏｎ２００—３００ｇｔｎｒｕｈｏｃｏｇｉｉｃｖａｗｍｅ０／ｄｔｏｇｎｅｒｈｎｔｃｓａ — ａｈｕｇｗｅ
５．７％ｗｅｅｏｔｉｅｈｒｕｇｎｅｒｕｈｎｎｅｓａｅｇｎｎｗｉｅｒｇａｅｃｐｒａｄｓｌｕｅａ２３ｒｂａｎｄｔｏｈｏｃｏｇｉｇｏｃｃｖｎｉｇａｄｔｃｅｒｄｏｐｅｎｕｆｒｓｐ — ｒｔｏａｉｎ，ｔｃｎｃｌｉｅｓｏｘｅｍｅｔｗｅｅｇｏ．ｅｈｉａｎｄｘｆｅｐｒｎｒｏｄｉＫｅｗｏｄｓＦｏａｉｎ，ｐｅｕｐｉｅｏｅ，ｌｅｔｒｙｒｌｔｔｏＣｏｐｒｓｌｈｄｒＣｏｌｃｏ
粗２扫２次精选得铜硫精矿，再进行１粗１扫２次精选铜硫分离得到了铜品位为２．５、收率３５％回
为９．６的铜精矿和硫品位为３．４、３７％８８％回收率为５．７的硫精矿，验技术指标理想。２３％试
关键词浮选硫化铜矿捕收剂
ＯｒｅｓｇＥｐｒｎｆａＣｐｅｕｐｉｅＯｒｆｎｉｎｅＤｒｓｉｘｅｉｔｏｐｒＳｌｈｄｅｏｊｇｎｍｅｏＸｉａ
ＬＪｙＹｏＦｉｉｉｕａｅａ
（ｉｏｅｈＭｎｒｌＥｐｏａｉｏ，ｔ．ＳｎｔｃｉｅａｓｘｌｔｎＣ．Ｌｄ）ｒｏ

安徽某铜矿石选矿试验

安徽某铜矿石选矿试验吴磊【摘要】安徽某铜矿石铜品位0.76％,含硫7.00％、含银7.57 g/t.91.20％的铜以原生硫化铜的形式存在,黄铜矿和黄铁矿是铜、硫的主要载体矿物,且黄铜矿嵌布粒度细小.为回收有价元素铜、硫,采用优先浮铜再选硫原则流程进行选矿试验.结果表明,以CaO为浮铜时黄铁矿的抑制剂、硫酸为选硫的活化剂,原矿经磨矿(-0.074 mm 90％)-1粗2精2扫优先浮铜—浮铜尾矿1粗1精1扫选硫闭路浮选工艺流程处理,可获得铜精矿品位24.23％、回收率87.01％和硫精矿品位37.75％、回收率72.93％的良好指标,富集在铜精矿中银含量207.70 g/t,伴随回收了银,实现了资源的最大化利用,可供确定选矿工艺流程参考.【期刊名称】《现代矿业》【年(卷),期】2017(000)004【总页数】5页(P108-112)【关键词】黄铜矿;黄铁矿;优先浮选;抑制剂【作者】吴磊【作者单位】安徽省地质实验研究所【正文语种】中文矿物资源是人类社会发展和国民经济建设的重要物质基础[1]。

随着铜矿资源的不断贫化、总资源量减少及共伴生矿多、富矿少，铜矿石复杂难选问题日益突出。

因此，加强有用矿物综合回收、提高金属回收率变得十分重要。

安徽某铜矿石铜品位0.76%，伴生元素S、Ag达到综合利用标准。

采用优先浮选原则流程对该矿石进行选矿试验，以综合回收铜、银、硫等有价元素。

1.1 矿石组成矿石化学多元素分析结果见表1，铜物相分析结果见表2。

由表1、表2可知，矿石主要有用元素为铜，品位0.76%，伴生元素硫、银达到综合利用标准；矿石属原生硫化矿，铜主要以原生硫化铜形式存在，占总铜的91.20%，铜氧化率很低，氧化铜仅占8.58%。

1.2 嵌布特征原矿矿石类型主要为含铜磁铁矿化、蛇纹石化大理岩矿石，次为含铜白云岩大理岩矿石、含铜矽卡岩矿石。

在蛇纹石磁铁矿矿石中，黄铜矿晶粒细小，较难单体解离，这在一定程度上影响了铜的回收率。

丽江某难处理铜尾矿硫化浮选铜的试验研究

为了考察不同磨矿细度条件下的浮选效果，选
取磨矿细度为６％～０一．７￣在相同的浮５９％００４ｍ，
选条件下对丽江难处理氧化铜尾矿开展对比试验。
浮选固定条件为：在磨机中先加石灰５０／，０ｇｔ控制浮选ｐＨ值为９左右；浮选时加硫化钠８０／；０ｓｔ丁基黄
从图２可以看出，随着磨矿细度的增加，矿的精
图４活化剂ＨＳ的用量对粗精矿浮选指标的影响
Ｆｇ４Ｉｆｅｃｆａｔａｏｏａｅｏｉ．ｎｕｎｅｏｃｉｔｒＨＳｄｓｇｎｌｖ
ｌｔｔｎｅｆｃａｓｏｃｎｒｔｆｏａｉｎｉｄｘｏｏｒｅｃｎｅｔａｅｏ
药２０／；泡剂２号油。试验结果见图２０’ ｔ起ｇ。
收稿日期：０１１－５改回日期：２１—１２；
作者简介：张景绘（９０）女，１８一，博士研究生，主要从事矿物材料研究工作。
第４期
给矿
张景绘等：丽江某难处理铜尾矿硫化浮选铜的试验研究
硫化钠用量／・ｇｔ
ｌｔｔｎｅｆｃａｓｏｃｎｒｔｆｏａｉｎｉｄｘｏｏｒｅｃｎｅｔａｅｏ
图３硫化钠用置对粗精矿浮选指标的影响
Ｆｇ３Ｉｆｅｃｆｓｄｕｓｌｄｏａｅｏｉ．ｎｕｎｅｏｏｉｍｕｆｅｄｓｇｎｌｉ

某复杂铜硫矿石选矿工艺试验研究

图１铜粗选条件流程图
Ｆｇ１Ｔｅｏｈｅｎｉｏｓｒｏｐｒｏｇｉｇｉｈｗｓｅｔｆｏｄｔｎｔｔｆｐｅｕｈｎｌｆｏｃｉｅｓｏｃｒ
收稿日期：０７０ —０２０ — ６１
原矿铜物相分析结果／％．２．１２６０８ｇ１．．７０１４１９５１７．８．８．３ｔ２４ｅ
表２
Ｔｂ２Ｔｅｒｓｌｆｃｐｅｈｓｎｌｓｓｏｕａｈｅｕｔｏｏｐｒｐａｅａａｙｉｆｒｎｓｏ－ｎｒ／ｆｍｉｅｏｅ％
维普资讯
２０年第５０７期
有色金属（选矿部分）
・５・
某复杂铜硫矿石选矿工艺试验研究
曹喜民
（江西铜业集团公司城门山铜矿，西九江３２０）江３１０
摘要：根据某复杂铜硫矿石的性质，在试验研究对比基础上，采用优先选铜工艺和具有高效选择性的药剂制度，获
某复杂铜硫矿是一含次生及氧化矿的大型高硫
粗选流程为原矿经三次优先粗选作业后得到铜粗精矿，试验流程如图１。在抑硫浮铜工艺中，普遍采用石灰作为黄铁矿的抑制剂。由于该矿石属低铜高硫矿石，本研究先进行了石灰用量试验，试验结果见图２试验表明，。一定量的石灰对黄铁矿具有抑制作用，但石灰用量增大后，对原矿中的次生铜矿物和金银矿物也具有抑制作用，造成铜回收率较低，且石灰用量大，精矿泡沫黏滞性较强，适宜的矿浆ｐＨ值

巴布新几内亚马当省某铜镍矿的选矿试验

巴布新几内亚马当省某铜镍矿的选矿试验I. 序言A. 研究背景和目的B. 概述选矿试验的意义和价值C. 本文的结构和内容概述II. 选矿试验的流程和方法A. 采样和样品制备B. 原矿性质测试C. 磨矿实验和粒度分析D. 选别实验和重选实验III. 试验结果与分析A. 原矿性质分析B. 磨矿试验结果分析C. 选别实验结果分析D. 重选实验结果分析E. 综合分析和指导建议IV. 试验中的发现和问题A. 试验过程中的方案和措施B. 实验中发现的问题和难点C. 试验后的反思和总结V. 结论和展望A. 实验结果的意义和应用前景B. 选矿试验的意义和建议C. 进一步研究和探讨的方向和目标VI. 参考文献I. 序言随着矿产资源的日益枯竭和对资源节约和利用的要求日益提高，对矿物资源的高效利用成为了矿业行业的核心话题。

在矿物资源中，铜镍矿具有很高的开采和利用价值，然而铜镍矿的开采需要经过对矿石的选矿处理，以提高其品位和提取率，才能实现资源的最大化利用。

本文将介绍巴布新几内亚马当省某铜镍矿的选矿试验的研究过程和结果。

研究的目的是采用现代选矿技术，通过不同选矿方案的实验比较，提高铜镍矿矿石的品位和选别率，减少环境污染和资源浪费。

该实验对矿山选矿工作的科学化和现代化起到了指导作用，提高了矿山的经济效益和环境效益。

本文将分为五个章节进行介绍，第一章为序言，介绍研究背景和目的，概述选矿试验的意义和价值，以及本文的结构和内容概述。

为了充分利用铜镍矿资源，提高开采资源的效率和品质，选矿技术成为矿业行业重要的技术手段。

选矿技术的实施可以去除矿石中的杂质、提高矿石的品位，从而提高矿物的选择性和开采利用率。

选矿试验是铜镍矿开采中的关键环节之一，通过对原矿的性质分析和多种方案的综合比较，建立最优的选矿流程和技术方案是实现铜镍矿资源高效利用的关键。

本文选取了巴布新几内亚马当省某铜镍矿作为研究对象，采用现代化的选矿技术，对铜镍矿原矿进行选别实验、重选实验等，探究最佳的选矿流程和技术方案，为该铜镍矿的矿山管理和资源开采提供科学化的指导。

新疆某铜镍硫化矿铜镍回收试验

新疆某铜镍硫化矿铜镍回收试验李福兰;刘斯佳;柏亚林【摘要】新疆某铜镍硫化矿石为矿物分布不均匀、粒度粗细不等、镶嵌关系复杂、并伴生有金的低品位原生铜镍硫化矿石.为高效回收矿石中的铜、镍,采用铜镍混浮再分离流程对该矿石进行了选矿试验研究.结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占70％的情况下,采用1粗1扫3精铜镍混浮、1粗1扫2精铜镍分离、中矿顺序返回流程处理该矿石,最终获得了铜品位为22.36％、铜回收率为65.33％、含金115.00 g/t、金回收率为63.94％的铜精矿和镍品位为6.11％、镍回收率为71.25％的镍精矿.【期刊名称】《金属矿山》【年(卷),期】2014(000)011【总页数】4页(P71-74)【关键词】铜镍硫化矿;铜镍混浮;铜镍分离【作者】李福兰;刘斯佳;柏亚林【作者单位】西北矿冶研究院甘肃白银730900;西北矿冶研究院甘肃白银730900;西北矿冶研究院甘肃白银730900【正文语种】中文【中图分类】TD923+.7原生铜镍硫化矿中通常都有磁黄铁矿-镍黄铁矿-黄铜矿组合及黄铜矿-磁铁矿组合，其特点是硫化矿物晶格成分稳定，可浮性好。

受蚀变、地下水及风化作用影响形成的次生硫化铜镍矿通常有黄铜矿-针镍矿、白铁矿-紫硫镍矿组合以及次生黄铁矿，其特点是硫化矿物晶格成分不稳定，矿物解理发育，容易氧化，易过粉碎[1-8]。

同一铜镍硫化矿体由于地质条件的差异，在不同部位会发生不同程度的蚀变，给浮选分离带来困难[9-12]。

本试验以新疆某铜镍硫化矿为对象，进行了开发利用工艺研究。

矿石中主要金属矿物为磁黄铁矿、磁铁矿、紫硫镍矿、黄铜矿、黄铁矿。

镍矿物以紫硫镍矿为主，镍黄铁矿少量；铜矿物以黄铜矿为主，方黄铜矿少量。

矿物分布不均匀，粒度粗细不等，镶嵌关系复杂，其中紫硫镍矿与磁黄铁矿镶嵌关系密切，互相穿插交代，镍黄铁矿和磁黄铁矿转化成的紫硫镍矿结构变得松散，质地疏脆，在磨矿中易泥化。

矿石主要化学成分分析结果见表1，铜、镍物相分析结果分别见表2和表3。

新疆某硫化铜矿选矿试验

新疆某硫化铜矿选矿试验李家毓;姚飞【摘要】根据矿石性质,新疆某硫化铜矿含有有价元素铜、硫,可通过浮选进行回收.为此,进行了铜硫混合—分离浮选流程试验,在磨矿细度-0.074 mm占60％,调整剂为水玻璃且用量为350 g/t,捕收剂为Z-200且分段用量为(35 +25) g/t,石灰用量为2 000 ～3 000 g/t的条件下,经1粗2扫2次精选得铜硫精矿,再进行1粗1扫2次精选铜硫分离得到了铜品位为23.55％、回收率为93.76％的铜精矿和硫品位为38.84％、回收率为52.37％的硫精矿,试验技术指标理想.【期刊名称】《现代矿业》【年(卷),期】2012(000)006【总页数】5页(P12-16)【关键词】浮选;硫化铜矿;捕收剂【作者】李家毓;姚飞【作者单位】中色地科矿产勘查股份有限公司;中色地科矿产勘查股份有限公司【正文语种】中文中国的铜矿资源居全球前10位，但矿石的贫、细、杂是铜矿的主要特点，铜矿资源仍是国内短缺的矿种。

新疆是开发铜矿较早的地区之一，通过对新疆某硫化铜矿进行选矿条件试验和小型闭路试验，得到了较好的浮选工艺技术指标，为其他选矿厂提供了经验借鉴。

新疆某硫化铜矿矿物组成较简单，主要金属硫化矿物为黄铁矿、黄铜矿，其次含有少量的碲铋矿、闪锌矿、方铅矿等;非金属矿物主要为石英，其次是绢云母、绿泥石等;贵金属矿物为自然金，银赋存于含银的碲铋硫化物中［1］。

对原矿进行化学多元素分析及铜物相分析，其结果见表1、表2。

由表1分析结果可知，矿石中有用元素为铜，品位为1.29%;有害元素砷含量为0.043%，对选矿影响不大;，金含量为0.1 g/t，银含量为3.52 g/t，硫含量为7.79%，其中银、硫已达综合回收品位，可以考虑综合回收。

由表2可知，矿石中铜主要以硫化物存在，分布率高达98.57%，以氧化物和结合相存在的量很少，因此该矿石主要是对硫化铜的选别，属易选矿石。

试验采取的矿样为2个矿点的5个点样，把来样粒度全部破碎至－2 mm后进行试验。

青海某铜锌硫化矿选矿试验研究

２１铜粗选条件试验．
回收；选铜、锌后的尾矿还可进行硫、铁的综合回收，
最大限度利用资源。
１２原矿铜、物相分析．锌
选铜试验参考现场药剂制度，主要从磨矿细度、抑制剂用量及捕收剂用量３个方面进行试验，体具试验结果见图２～。从图２可知，４随着磨矿细度的增加，铜选别指标差别不大，虑该矿铜矿物嵌布粒考度较细，择合适的磨矿细度为一．３ｍ８．％．选００ｍ５Ｏ４从图３可知，随着锌抑制剂硫酸锌和亚硫酸钠配比
ａｌｒｎｃｅｓｄ，ｍｐｏｉｇｔｅｆｏｔｂｌｔｆｎｃｌｎｅｌｚｎｈｅａａｉｎｏｈａｕｂｅａｄｇｎｕｎｂｅｏｅｉｒａｅｉｒｖｎｈｌａａｉｉｏｉｋｅｓａｄｒａｉｉｇｔｅｓｐｒｔｆｔｅｖｌａｌｎａｇｅｍｉ ‘ ｙｏ
好；Ｋ３１能在弱碱性介质中成功地实现铜、Ｂ－０锌
硫化物的浮选，有利于金银矿物的回收［’。根很５Ｊ一据矿石性质，可采用优先浮选或混合浮选后再进行铜锌分离。本文针对青海某铜锌硫化矿开展铜锌分
要为黄铁矿，多数金属矿物相互构成各种连晶。主要回收矿物为黄铜矿和闪锌矿；黄铁矿和磁铁矿为综合回收矿物。黄铁矿嵌布粒度较粗，磨即可大粗部分解离，黄铜矿、闪锌矿粒度粗细不等，部分黄且铜矿、闪锌矿、铁矿共生密切需细磨才可有效解黄离。但细磨后（００３ｍ大于９％）有１％左一．４ｍ０仍５

某铜矿硫精矿再选试验

２２条件试验．
取试验矿样５０ｇ对影响再选效果比较明显的０，
硫酸、丁基黄药、水玻璃在粗选段的用量以及浮选浓
度进行条件试验。
２２１硫酸用量．．
磁性分离结果表明试样中含有一定量的磁性矿物，这些磁性矿物主要是磁黄铁矿。磁黄铁矿含硫
摘
要
对某铜矿硫精矿进行再选试验，用偏中性浮选工艺，采确定了最佳工艺制度。闭路试
硫精矿再选中性浮选
验取得了Ｓ＋Ｆｅ综合品位９．２，回收率９．１的高品质硫精矿。０９％硫８８％关键词
某铜矿矿石为热液蚀变强烈的变质原生硫化铜矿，物组成类型较多，矿除铜矿物外，伴生大量硫还
见图１。
给
—
精矿品位，从而达到提高烧渣品位的技术方案较为简便可行 ¨ 。为此，行了铜矿产品硫精矿再选提Ｊ进
高硫铁品位试验研究，验目标是将硫精矿ｓ＋Ｆ试ｅ综合品位（ｓ和Ｆｅ品位算术相加）高到９％以提０
表１试样粒度分析结果
硫精
变（Ｈ＝～ｐ６
异丁基黄药变化水玻璃变化
２油４／０ｔｇ粗选硫酸２Ｉ０ｍ异丁基黄药４ｔＯｇ／２油２／Ｏｔｇ扫选
中矿
尾矿
图１开路试验工艺流程
Ｓｒａ．１ｅｉｌＮｏ５１
Ｎｏｅｂｒ２ｖｍｅ．０１１

多金属复杂铜矿铜锌硫分离浮选试验研究

多金属复杂铜矿铜锌硫分离浮选试验研究【我来说两句】 2010-8-18 16:45:09 中国选矿技术网浏览155 次收藏【摘要】：针对某复杂铜锌硫化矿石的综合回收开展分离浮选试验研究，试验研究结果表明：采用优先浮选流程，选用硫化钠、硫酸锌和亚硫酸钠合理组合抑锌选铜，最后从铜尾矿中选锌，实现了铜锌分离，获得了铜回收率73.18%、铜精矿品位22.21%，锌回收率67.55%、锌精矿品位43.20%的好指标。

目前多金属复杂铜锌硫化矿的分离仍是选矿领域中的一个难题。

多年来国内外选矿工作者对铜锌分离进行了大量的研究工作，取得了一些新的研究成果，但对一些嵌布关系复杂、难选的铜锌硫化矿石，已有的成熟选矿工艺难以达到分离的目的。

铜锌分离较为困难的主要原因是：（1）有用矿物互相致密共生，嵌布粒度细，需要细磨才能使矿物达到单体解离，但细磨会产生过粉碎，而使浮选过程恶化；（2）硫化矿物间可浮选交错重叠；（3）闪锌矿易被铜离子活化。

金银矿物富集到铜精矿中加以回收。

本次试验研究的矿样采自思茅大平掌铜矿，是结构较为复杂、难选的细脉浸染状矿石，其中金属矿物在矿石中大于83%，脉石矿物小于17%。

矿石性质复杂，属较难分离的高硫铜锌银多金属硫化矿，试验的目的是为生产提供合理的选别工艺流程（包括药剂制度）和设计依据。

一、矿石性质该矿属火山喷流细脉浸染状硫化物多金属矿床，矿石中的主要金属矿物为黄铁矿、黄铜矿、闪锌矿、方铅矿、白铁矿，主要金属矿物的共生关系密切，部分呈细粒包裹状态存在。

非金属矿物主要有石英、方解石、绢云母、重晶石等。

伴生金银矿有银金矿、银黝铜矿、辉银矿、自然银，银金矿为主要载金矿物。

原矿多元素分析结果为：Cu6.401%，Zn10.17%，Pb0.72%，S37.46%，Au0.76g／t，Ag57.48g／t，SiO29.79%，Al2O32.40%，Fe2O342.62%，MgO2.38%，CaO0.84%。

原矿铜、锌物相分析结果列于表1。

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都最高。在后续的试验中选用丁黄药与Ｂ９８组Ｋ０
合药剂作为铜镍混选的捕收剂。
铜精矿０８．１
２．２０７０１．３０．４６．４９２Ｏ０．４０．７０
６．８６１
１８４
铜镍混浮一镍精矿５１．９铜镍分离流程尾矿９．０４０
将试样磨至一００４ｍ占７％，定碳酸钠．７ｍ０固
用量为５０ｇｔＣ０／，ＭＣ用量为２０／，察各种捕收０ｇｔ考
剂进行铜镍混合浮选，用活性炭脱药、采加石灰进行
铜镍分离，预先脱除滑石的流程增加了添加Ｂ２４Ｋ０
１４
呼振峰：某复杂铜镍硫化矿选矿试验
１０Ｏ８０
２１年１０１１月第１期１
冰
褥
回
ｓ。
蔷ｏ
２０
０
磨矿细度一００４ｍｎ％．７ｒ／
ＣＭＣＪ量／（／）Ｆｆｊｇｔ
图４磨矿细度试验结果
－一铜回收率；一镍回收率；一铜品位；・ ▲ ◆ 一镍品位；一氧化镁品位０
关键词铜镍硫化矿混合浮选铜镍分离
ＲｅｅｒｈｏｉｅａｒｃｓｉｇＴｅｈｏｏｙｏｍｐｅｐｅ－ｉｋｌＯｒｓａｃｎＭｎｒｌＰｏｅｓｎｃｎｌｇｆａＣｏｌｘＣｏ流程对比试验．
才能返回到球磨机使用，综合考虑上述两个流程方案，选择铜镍混浮一铜镍分离工艺流程进行条件试
验。
由于该矿石属高氧化镁铜镍矿，化镁高达氧２．４，５０％针对矿石的特点，矿石进行了预先脱除对
原矿１０００．０
１７８９９．４０．０１０１６４．８７．２
２３２磨矿细度试验．．固定碳酸钠用量５０ｇｔＣ０，ＭＣ用量２０ｇｔ捕０／，
４１０．０００００１０．０Ｏ２０．０．５
图６ＣＭＣ用量试验结果
＿一铜回收率；一镍回收率；一铜品位；・ ▲
Ｓｒａ．１ｅｉｌＮｏ５ｌ
Ｎｏｅｅ．０ｖｍｂｒ２１１
现
代
矿
业
Ｍ０ＤＥＲＭＩＮＧＮＮＩ
总第５１１期２１年１０１１月第１期１
某复杂铜镍硫化矿选矿试验
呼振峰
（．１北京矿冶研究总院；．２矿物加工科学与技术国家重点实验室）
氧化镁等滑石矿物和不脱除滑石直接浮选的对比试
验。主要的试验条件为：将原矿磨至一．７ｍ占００４ｍ
７％，加碳酸钠、ＭＣ丁黄药、Ｋ０、Ｋ００添Ｃ、Ｂ９８Ｂ２４药
２３粗选条件试验．２３１捕收剂种类试验．．
９９％，ｉ７２％，流程产生的回水需要处理．７Ｎ为．６且
试样经混匀、分装成每包１００ｇ作为浮选的０，试验样品。实验室设备为锥形球磨机，Ｆ．Ｌ、ＸＤ３０
ＸＤ１０、Ｆ．Ｌ、Ｆ．５Ｆ．ＬＸＤ０５ＸＤ０３Ｌ浮选机。
镍物相
硫化镍
氧化镍
其他镍
总镍
十一五科技支撑项目（编号：０８Ａ３Ｂ８。２０ＢＢ２０）呼振峰（９４）男，１７一，高级工程师，博士研究生，００４北京市１０４西外文兴街１。号
从物相分析可以看出，矿石中原生硫化铜中铜占总铜的７．１；化镍中镍的占有率为５６％硫
图１预先浮选滑石一铜镍混浮一铜镍分离
原则工艺流程
原矿
Ｅ＝＝＝＝！＝＝＝＝＝！＝＝＝＝
铜镍混合浮选
｛
铜镍分离
Ｉ
尾矿
铜精矿
镍精矿
图２铜镍混浮一铜镍分离原则工艺流程
表４流程对比试验结果
％
试验结果表明，铜镍混浮采用丁黄药与Ｂ９８Ｋ０组合药剂作捕收剂，所获得的混合精矿铜镍回收率
０７％ｏｔｏｐｒｒｃｖｒ６０％．５ｆＮｉｗｉｃｐｅｅｏｅ６．９ｈｙ
０．５％ｏｔｉｋｌｒｃｖｒ０．％．９ｆＣｕｗｉｎｃｅｅｏｅｙ８４３ｈＫｅｗｏｄｓＣｏｐｅ — ｉｋｌｓｌｉｅｏｅｙｒｐｒｎｃｅｕｆｄｒｓ，Ｂｕｋｆｏａｉｎ，Ｃｏｐｒｎｃｌｓｐｒｔｎｌｌｔｔｏｐｅ－ｉｋｅｅａａｉｏ
ＨｕＺｎｅｇ，ｈｅｆｎ
（．ｅｉｇＧｎｒｌｅｅｒｈＩｓｔｔｏｎｎｎｔｌｒ；１ＢｉｎｅｅａＲｓａｃｔｕｅｆｉｇａｄＭｅｌｇｊｎｉＭｉａｕｙ２ＳａｅａｏａｒｏｎｒｌｒｃｓｎｃｎｅａｄＴｃｎｌ）．ｔｅＫｙＬｂｒｔｙｆｅａＰｏｅｓｇＳｉｃｎｅｈｏｏｔｏＭｉｉｅｙｇ
９．８，２６％该矿石为硫化矿矿石。
１３
总第５１１期
现代矿业
２１０１年１第１１月ｌ期
２选矿试验
２１试验样品和设备．
浮选过程中通过添加抑制剂能够得到很好的抑制，即使在不脱滑石情况下镍精矿Ｎ品位为６２％，ｉ．４ＭｇＯ含量仅为３９％，预先浮选滑石一铜镍混．６而浮一混合精矿分离工艺流程损失在滑石的ｃｕ为
化。原矿的化学成分分析见表１矿石中铜、的化，镍学物相分析结果分别见表２和表３。
表１原矿的主要成分化学分析结果％
蚀变也越来越严重，铜镍硫化矿的浮选面临众多难题。新型高效捕收剂以及高效脉石的抑制剂研究越来越受到重视，以新疆某地低品位复杂铜镍矿为研究对象，通过条件试验，确定了适宜的工艺流程和工艺参数，获得了较好的分选指标。
对比试验结果可以看出：由于在该矿石中绝大
收剂为丁黄药与Ｂ９８Ｋ０组合药剂，量分别为４用０和２／，泡剂为Ｂ２４用量２／，０ｇｔ起Ｋ０，０ｇｔ进行了磨矿
细度试验，验结果见图４试。
部分含ＭＯ的脉石矿物主要为蛇纹石，ｇ而蛇纹石在
，ａｄｎｃｅｏｃｎｒｔｏｔｉｉｇ６３％ｏｉａｄｎｉｋｌｃｎｅｔｅｃｎａｎｎ．６ａｆＮｎ
铜镍硫化矿的回收主要采用浮选方法，常用的
工艺有混合浮选，次优先浮选，依细菌浸出。随着对铜镍硫化矿的不断开采，镍硫化矿的品位越铜来越低，布特性也越来越复杂，纹石等脉石矿物嵌蛇
Ｔｅｒｓｌｆｃｏｅ —ｉｕｔｔｓｓｗｅｅａｏｌｗｉｇ：ｏｐｒｃｎｅｔａｅｃｎａｎｎ０１％ｏｕａｄｈｅｕｔｏｌｓｄｃｒｉｅｔｓｃｒｓｆｌｎｓｃｐｅｏｃｎｒｔｏｔｉｉｇ２．９ｏｆＣｎ
注：ｕＡ含量单位为ｇｔＡ，ｇ／。
表２试样中铜的物相分析结果
％
１原矿性质
铜镍矿石中铜矿物主要为黄铜矿，少量方黄铜
矿及微量墨铜矿；镍矿物主要为镍黄铁矿；其他硫化物矿物主要为磁黄铁矿。脉石矿物主要为蛇纹石，脉石矿物普遍蛇纹石化、滑石化、绿泥石化及碳酸盐
２００
剂（，Ｋ２４２变）Ｂ００
滑
．塑堡堡全堡垄．
— — — —— — — 。 — —
Ｉ
铜镍粗精矿
尾矿
塑塞堡坌
— —
图３捕收剂种类试验流程表５捕收剂种类试验结果
］
铜精矿镍精矿
脱除滑石作业，原则工艺流程见图１图２试验结和，
果见表４。
堕
◇磨矿
预先浮选滑石
Ｅ＝＝＝＝＝＝＝＝：竺＝＝＝＝＝竺＝
剂对铜镍的选别性能，试验流程见图３试验结果见，
表５。
原矿药荆用量单位钠５００
摘
要
针对新疆某复杂铜镍硫化矿进行了铜、回收的试验研究。通过预先浮选滑石一铜镍
镍混选一铜镍分离工艺和铜镍混选一铜镍分离工艺对比试验，终确定采用铜镍混选一铜镍分离最工艺流程回收铜和镍。实验室闭路试验获得指标：精矿含铜２．９，镍０７％，回收率铜０１％含．５铜６．９；精矿含镍６３％，６０％镍．６含铜０９％，回收率８．３。．５镍０４％