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铜矿石优先浮选新工艺

发布时间:2018-03-08    文章来源:山东浮选机厂家    作者:lynn

铜铅锌多金属矿石选矿生产中多采用铜铅部分混浮或铜铅锌优先浮选工艺,铜铅锌全混浮工艺应用较少。近年来,选矿研究主要集中在和谐选矿工艺和新型选矿药剂及组合药剂的研制及应用方面上。

等可浮工艺是按有用矿物的浮游难易程度在不同工艺条件下进行浮选,因其浮选分离条件易控制,可避免浮选过程中“强拉强压”,大幅节省药剂用量,降低铜铅分离难度。近年来该领域的研究较多,但工业应用较少。西藏某铜铅锌银多金属硫化矿中有价组分嵌布关系复杂,铜矿物嵌布粒度细,且铜、铅矿物可浮性相近。王李鹏等人采用铜铅等可浮一铜铅再磨分离—铅锌依次浮选的工艺流程,小型闭路试验获得的铜精矿含铜27.52%,铜回收率83.48%;铅精矿含铅66.27%,含银2113.238g/t,铅回收率93.25%,银回收率91.29% ;锌精矿含锌46.11%,锌回收率78.21%。

我国铜钼矿资源丰富,分布广,但平均品位较低,选别较困难。铜钼矿石浮选中铜钼混合浮选—铜钼分离工艺最为成熟,工业应用也最多,其中铜钼分离部分主要有铜钼精矿再磨分离、铜钼粗精矿再磨精选一铜钼分离、铜钼租精矿再磨再精选一混精浓密脱药脱水一造浆一铜钼分离等。某铜铝矿石中黄铜矿、辉钼矿嵌布不均匀、解离比较困难,为此,岳紫龙等人采用“铜钼混合浮选一钢钼混精再磨后进行三次精选—铜钼分离”的选矿工艺流程及合理的药剂制度,获得钼的精矿含钼41.02%、钼回收率62.41%,铜精矿含铜29.12%、铜回收率81.10%。某铜矿含铜1.03%、钼0.066%,曾锦明等人对比了一段磨矿和中矿再磨对铜钼分选指标的影响,并确定采用中矿再磨流程,获得的铜精矿含铜28.43%,铜回收率90.10%;钼精矿品位48.66%,回收率76.13%。

新型捕收能力强并且选择性好的高效铜钼矿浮选捕收剂和铜钼矿分离环保型抑制剂的开发是铜钼领域研究的热点。郭灵敏等人研发的铜钼分离新型抑制剂HXM,在徳兴铜矿铜钼矿分离过程中与硫化钠抑制效果相当,获得的钼精矿钼品位48.86%,钢含量1.64%;与硫化钠工艺相比能有效降低30%的药剂成本。郭海宁研究出一种无氰环保型高效铜钼分离铜矿物抑制剂T17,应用于某低品位铜钼矿分选时,获得良好的分选指标。

目前国内外对铜锌硫化矿的分选研究较多,并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实现铜锌的高效分离。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)硫化矿物间可浮性交错重叠;(3)闪锌矿易被铜离子活化。

某选矿厂处理的铜锌硫化矿中矿物嵌布粒度细,部分黄铜矿与铁闪锌矿共生紧密,同时矿物中毒砂及绿泥石含量都较高,对主要金属矿物浮选影响较大,铜锌一直难以分离。研究确定采用阶段磨矿一阶段选别的优先浮选流程,采用石灰+硫酸锌+亚硫酸钠抑制铁闪锌矿、新型抑制剂y-As与石灰组合成功抑制毒砂,从而解决了矿泥恶化浮选、毒砂影响精矿质量、精矿互含严重的问题,工业试验与改造前相比,铜、锌回收率分别提高5.01%、3.01%,铜精矿中含锌降低4.15%,锌精矿中砷品位降低0. 72% 。  

针对内蒙古某铜锌硫化矿次生铜含量高达16.90%、部分锌与铜矿物共生关系密切、铜锌分离困难的问题,朱一民等人采用铜锌等可浮、混合精矿再磨后铜锌浮选分离、锌浮选的工艺,以CY为调整剂消除矿石中次生硫化铜矿物在磨矿过程中产生的铜离子对锌、硫矿物的活化作用,实现了铜锌有效分离,闭路试验获得的铜精矿铜回收率81.50%,锌精矿平均含锌 44.38%,锌总回收率82.57%。

黄铜矿与辉铋矿的可浮性很相近,铜铋分离存在一定的难度,目前国内对于铜铋浮选分离研究主要集中于铜矿物的无机小分子抑制剂和选冶联合工艺上。熊立等人研究了新型有机小分子抑制剂SA-3对黄铜矿和辉铋矿纯矿物的浮选行为的影响,认为SA-3有多个官能团,如一SH、一OH、一COOH等,与黄药在矿物表面竞争吸附,一SH能牢固地吸附在黄铜矿表面,并借助一COOH、一OH在矿物表面形成亲水膜,从而阻止捕收剂在矿物表面吸附,使黄铜矿受抑制。叶雪均等人采用铜铋混合浮选一铜铋分离浮选工艺和新型铜抑制剂XTL-3处理某铜铋多金属矿石,实现了铜铋矿物高效无氰分离,闭路浮选试验获得的铜精矿含铜27.51%、含铋0.14%、铜回收率88.71%,铋精矿中含铋20.14%、含铜2.13%、铋回收率77.58%。

福建宁化行洛坑钨矿矿脉中伴生有大量的钼铜铋硫化矿,选矿厂采用钼铜铋依次优先浮选工艺对其进行分选,但因硫化矿粗精矿性质复杂,药剂残留严重,造成最终精矿互含严重,质量较差,且回收率较低。为提高宁化行洛坑钨矿伴生钼铜铋硫化矿的浮选分离指标,采用优先浮钼一铜铋混浮一铜铋分高一铋粗精矿再浸铋的选冶联合工艺,铜铋分离在高碱高钙条件下,采用亚硫酸钠作为抑制剂,LP-01作为捕收剂,获得的钼精矿含钼45.37%、钼回收率90.46%,铜精矿含铜23.01%、铜回收率91.03%;与现场原有工艺相比,铜、钼回收率分别提高了8%和4%,铋精矿中铋回收率提高了52%。

该类型矿石易选,其浮选流程主要是经破碎,研磨之后的矿石粉进浮选机,加入一定比例的碳酸钠、水玻璃和脂肪酸进行扫选,然后再加入硫化钠和水玻璃进行精选,优先选出萤石。扫选、一精选次数视情况而定, 各中矿可顺序返回。

该矿石中方解石和萤石可浮性相近,比较难选。因此精选次数要多, 抑制剂消耗量大。大致流程为:经破碎,研磨之后的矿石粉进浮选机,加入方解石等脉石矿物的有效抑制剂的药剂组合,一般为氯化铝和硅酸钠或者是硅酸钠和硫酸铝,进行一次粗选和四次精选,其中的两次中矿精选需在单独回路中处理,目的是为了避免方解石的大最积聚,其泡沫产品需要返回到粗选或第一次精选中重新作业。另外,在弱碱性介质中用脂肪酸类捕收剂进行粗选所得的粗精矿进行精选, 可获得优质萤石精矿。

处理这类型矿石,一般采用优先浮选萤石,优先浮选重晶石和优先浮选石英三种方案。至于采用哪一种流程结构, 应根据矿石中石英、重晶石、萤石的含量及药剂条件而定。但一般多采用优先浮选萤石方案, 以便保证萤石有较好的品位和回收率。这里,简单说一下优先浮选萤石的流程:经破碎,研磨之后的矿石粉进浮选机,加入木质素碳酸钙和脂肪酸,优先浮选出萤石,然后加入氯化钡、水玻璃和石油碳酸盐,分离出重晶石和硅石。

该矿石中,白钨矿和萤石都是有价矿物,其回收方法,,一般采用优先浮选白钨矿后浮选萤石方法,而萤石浮选采用分支流程工艺,具体为:将原矿浆分为两个支流,加入药剂同时进行萤石浮选的同时,第一支流浮选之后的中矿石又流入第二支流,进一步浮选,最后生出萤石精矿。

据最新报道(如上图):2015年7月9日,位于福建闽西上杭县的紫金山是中国特大型金铜矿山,已探明的金矿储存量达150吨,铜矿储存量在200万吨以上,成为中国采选规模最大、入选品位最低、单位矿石成本最少的黄金矿山,被人们形象地比喻为“铜娃娃戴金帽子”。来自中新网详细介绍:

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国内外氧化铅锌矿的选别指标都较低,精矿中铅、锌品位一般为35%-40%,回收率60%-70%,其中微细粒矿物损失较多,大大限制了氧化铅锌矿的开发利用,因此絮凝浮选法应运而生。

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