您当前的位置: 浮选机 »硫化铜矿浮选
 

硫化铜矿浮选

发布时间:2018-01-04    文章来源:山东浮选机厂家    作者:lynn

铜硫矿是我国主要的铜矿类型之一。其矿床多属含铜黄铁矿床和含铜矽卡岩矿床,分布较广。如甘肃白银、湖北大冶、安徽铜陵、永平;武山、河北等地区都有这类矿床。铜硫矿有致密块状含铜黄铁矿和浸染状含铜黄铁矿两种。前者黄铁矿的含量高,后者黄铁矿的含量低。浮选这种矿石除了回收硫化铜以外,还要回收其中的硫化铁作为硫精矿。

某大型铜矿山入选矿石嵌布粒度变细、嵌布关系变复杂、铜氧化率升高,选矿生产指标不断下  滑。在一段粗磨(-0.074mm占68%)的情况下,采用一次粗选、一次精选快速优先浮铜,一次粗选、一次扫选铜硫混浮,优先浮铜中矿与混浮粗精矿合并再磨至-0.074mm占98%后,再一次粗选、一次精选、一次扫选铜硫分离,铜硫分离中矿集中返回再磨流程,获得了铜品位为22.79%、铜回收率为86.04%的铜精矿。

大红山铜矿原矿性质与开采初期相比发生了较大变化,致使铜精矿品位降低。袁明华等人通过试验研究,认为影响铜精矿品位的主要原因是铜矿物与黄铁矿、石英等杂质的连生体增加。采用粗精矿再磨的方法,扩大试验铜精矿品位由20.71%提高到28.30%。樊建云等人对提高狮凤山铜矿精矿品位的工艺途径进行了探讨,指出矿石中铜矿物嵌布粒度较细,生产中解离不充分是导致狮凤山铜矿精矿品位低的主要原因,实施粗精矿再磨工艺是解决该问题的有效方法。

某低品位铜矿为含砷、硫铜矿床,矿石类型为次生富集硫化铜矿,原矿含铜0.58%,次生硫化铜占总铜的70.69%,铜氧化率25.81%,采用一段磨矿(-0.074mm占51%)丢尾、闪速浮铜一铜硫混浮精矿再磨分选工艺,使铜精矿铜品位达31.17%,铜回收率为93.53%、伴生金回收率为52.17%;硫精矿含硫43.2%、回收率为44.31% 。某复杂难处理高次生硫化铜矿,采用分步优先浮选—中矿再磨精选工艺,闭路试验获得铜精矿品位27.82%,铜回收率93.10% 。

为充分回收硫化铜矿石中伴生金、银、硫等有价组分,解决过去高碱高钙条件下金、银、硫损失过多的问题,重选一浮选联合工艺和低碱度浮选工艺的研究及应用越来越多。某铜矿在低碱度条件下,用组合抑制剂进行铜优先浮选、粗精矿再磨分选的工艺流程,小型闭路试验结果获得铜精矿含铜21.37%,铜回收率91.78%,硫精矿含硫28.62%,硫回收率62.15%,实现了伴生硫资源的综合回收。某铜金难选矿石,铜金矿物以微细粒度存在,采用浮选优先获得合格铜金精矿,然后采用尼尔森重选回收剩余伴生金银,伴生金的总回收率达90.67% 。内蒙古某铜金矿采用尼尔森重选回收租粒金—铜金浮选—浮选精矿再磨—浸金工艺流程,铜回收率达90.27%,金综合回收率达91.11%。

磁处理浮选是指水系经磁场作用后改变了矿物表面的电位,从而促进药剂与目的矿物的相互作用。磁处理浮选作为一项应用型新技术,因其简单、环保、不消耗能源等突出优点,近年来应用于复杂难处理硫化铜选矿的研究引起重视。方夕辉等人研究了磁化处理对斑岩型原生硫化铜矿和高硫次生硫化铜矿浮选的影响,结果表明,经磁化处理后铜的回收率分别提高了5%~6%和2%~3%。

泥质、碳质铜矿浮选回收难度较大,铜精矿品位和铜回收率偏低,生产中多采用“预先脱泥(脱碳)—浮选”工艺进行处理,但预先处理过程易造成铜金属损失,而直接浮选又会造成浮选环境恶化。近年来,一些新工艺新技术应用于该类矿石选矿,取得了显著效果。某铜矿采用浮选一重选联合工艺,矿泥经预先分级脱出后,沉砂进人铜浮选,溢流给入铜扫选一作业中,浮铜尾矿重选回收硫,重选系统采用“螺旋溜梢一摇床”联合工艺,闭路试验获得铜精矿铜品位20.12%、铜回收率61.74%、硫精矿硫品位36.15%、硫回收率42.95%的选别指标。

汤丹公司选矿厂铜精矿受2038片区4号矿体的矿石性质影响,铜精矿品位逐渐下降,方建军等人对该矿体的铜矿石进行研究,并采用腐殖酸钠抑制碳质进行单独处理。结果表明,腐殖酸钠对提高4号矿体铜浮选精矿品位效果明显;在工业试验中,单独处理与混选相比,前者精矿品位提高4.1%,选矿回收率提高2.05%。

高砷硫化铜矿石浮选中,多采用高碱、强氧化介质或添加砷矿物的有机与无机抑制剂来达到降砷的目的。甘南某高砷铜金矿石,原矿含砷5.43%,景世妍通过详细的药剂探索试验研究,确定在高pH值条件下,使用石灰与栲胶组合作为砷矿物的抑制剂,S-6作为铜矿物的选择性捕收剂,获得铜精矿含铜27.75%、含砷2.7%,铜回收率84.85%的选矿指标。某高砷硫化铜矿原矿含砷5.05%,铜氧化率10.29%,邓禾淼等人以石灰与漂白粉为砷矿物的抑制剂对该矿进行了分选试验研究,获得了铜品位为31.22%、铜回收率为88.00%、含砷0.17%、含银1333g/t、银回收率为41.28%的铜精矿。

处理单一硫化铜矿石,浮选设备为浮选柱,一次粗选一次扫选的简单开路流程。在处理1#矿体含铜品位1%左右的易选矿石时,铜精矿品位在25~28%,但在处理2#、3#矿体的矿石时,由于原矿品位低,铜矿物的可浮性也较差,铜精矿品位很难提高,仅在20%左右,在确保回收率的条件下提高精矿品位。采用了一台浮选柱作为精选,构成一次粗选、一次扫选和一次精选的闭路浮选流程,使铜精矿品位提高2%左右。

该选厂在增加一次精选作业后,对提高精矿品位的幅度不大。因为改进后的一次粗选一次扫选和一次精选的浮选流程,实际上是两次粗选和一次精选的简单闭路浮选流程(即粗选和扫选的泡沫产品合并给入精选作业),所以不够合理,如:粗选和扫选两台浮选柱的泡沫产品,在粒度组成、含铜品位和各种性质等均有很大差异,应按其特点分开精选为好,因而对精选设备和流程结构进行改进,改进后的铜精矿品位稳定在29%左右。

在采用浮选柱作精选过程中,通过生产实践的考查和分析,发现浮选柱作为精选设备,精选效率差,作业回收率仅达到85%左右,精矿产品中细泥含量也较高,不易提高精矿品位,而精矿中的粗粒级产率却较低,但含铜品位较高,所以在精选尾矿中的铜多损失于粗粒级中,造成精选作业回收率低下。后来改用机械搅拌式浮选机作精选代替浮选柱,完全改变了上述状态,精选作业得到强化,粗粒级上浮率增加,细粒级相对减少,使精选尾矿含铜品位降低,提高了精选作业回收率达到94%以上,铜精矿品位也提高了3%左右。

东川铜矿是大型斑岩铜矿。矿石中的硫化矿物有黄铜矿、辉铜矿、砷黝铜矿、铜蓝、斑铜矿、黄铁矿、辉钼矿等。脉石矿物以石英、绢云母为主,此外有白云石、绿泥石、方解石及长石,伴生有金银等贵金属。下面来分析一下东川硫化铜矿浮选选矿厂:

2009年开始投产。混合浮选为二粗一扫;粗精矿再磨;混合精矿分离为一粗二精二扫;捕收剂——黄药;起泡剂MIBC。

1、pH值由12以上变为11,再慢慢变为8左右,同时起泡剂用量也由少相应地略有增加。pH值调整剂用石灰。pH值过高时,黄铁矿及伴生的金、银、钼都受到强烈的抑制,粗选有时出现跑槽,有时泡沫层很薄,难以控制。石灰渣多,石灰供应不上,pH值降低后,相关问题得到解决。(浮选机)

2、捕收剂开始设计为一般黄药,2009年将三种黄药配合使用。ω(Y89)∶ω(乙黄药)∶ω(丁黄药)=1∶5∶4(重量比);部分使用Y89黄药,强化了金、银、铜的回收率。金的回收率比2009年提高了4.77%;2010年用CSU-A捕收剂,它具有良好的选择性和捕收力;2011年改用MA-1捕收剂,它具有浮选速度快,捕收力强的特点。(浮选柱)

3、起泡剂开始设计为MIBC,后因货源短缺改用松醇油,松醇油泡沫过黏,影响生产,2009年后改用204号起泡剂。2010年已改用111号起泡剂,111号的药性能好和价格比204号低。(铜硫分离的选矿方法)

更多有关氧化铜矿与硫化铜矿的知识,铜矿选矿工艺流程,铜矿选矿技术,铜矿选矿设备,铜矿选矿厂案例等,请登录以下网站进行浏览:

版权所有©山东浮选机厂家地址:山东省烟台市