硫化矿浮选工艺

来源:网络  作者:网络转载   2019-10-14 阅读:530
       对于单一属硫化矿的选矿工艺,近些年的研究重点是如何实现有用矿物选择性解离和提高微细粒级浮选回收率。含两种或两种以上金属硫化矿的浮选工艺研究工作,主要侧重于金属硫化矿的分离。

现有的多金属硫化矿浮选工艺都是在优先浮选和混合浮选工艺基础上发展起来的,主要包括部分优先浮选流程、部分混合浮选流程、等可浮浮选流程、粗细分选流程、分支串流浮选流程、异步浮选流程及快速浮选流程等。

1   硫浮选工艺

铜硫分离过程中对硫的抑制侧重于低碱条件,同时为了安全高效回收硫,活化剂的发展也趋向于非酸活化。德兴铜矿以Mac-12为捕收剂、DP-3为二段铜硫分离抑制剂的低碱度浮选工艺,使铜硫分离取得了很好的效果,得到铜精矿品位24.16%、回收率88.60%的选别指标。李晓波对安徽某铜硫矿进行研究,提出在低碱度条件下,采用BK-301与LP-01(1:2)组合捕收剂,经过优先浮铜、原浆无活化选硫的铜硫分离浮选工艺流程,可获得铜精矿含铜18.46%,回收率72.16%,硫精矿含硫48.14%,回收率93.72%的良好指标。

对于复杂难选铜硫矿一般采用先浮可浮性较好的铜矿物,然后对铜硫进行混合浮选-浮选分离的浮选工艺,穆国红针对某低品位铜矿石,采用一段粗磨(-0.074mm占51%)丢尾、闪速浮铜、铜硫混浮再磨分选流程,得到铜品位31.17%和回收率93.53%、伴生金回收率52.17%的铜精矿和含硫43.2%、回收率44.31%的硫精矿。艾光华、周源、魏宗武针对江西某难选铜矿石,采用铜部分优先
浮选、混选精矿再磨分选流程,较大幅度地提高了分选指标,获得铜品位21.15%、回收率83.62%的铜精矿和硫品位38.86%、回收率63.31%的硫精矿。罗斯伯里铜选矿厂针对其复杂的含铜矿,采用再磨铜粉精矿至IOμm达到对铜最大选择性的方法以降低有害成分砷取得较好的经济指标。

2   硫化铜矿浮选工艺

目前国内处理铜铅锌矿多金属硫化矿的工艺流程有:全优先浮选工艺流程、混合浮选流程、闪速浮选流程、等可浮流程、选冶联合等。邓传宏等人针对蒙自白牛厂多金属矿矿石复杂、难选的矿石特性,在工程设计中采用了铅锌闪速浮选新技术,取得了理想的技术经济效果,陈建明等人对广西某富银铅锌矿进行选矿试验研究,采用两次粗选工艺流程,第一次粗选优先选出大部分品位较高的铅锌矿物,第二次粗选选出品位较低的铅锌矿物,第二次粗选精矿经两次精选后与第一次粗选精矿合并进行第三、第四次精选,朱一民对青海某地铜铅锌矿采用最常规的无毒捕收剂、抑制剂和常规的铜铅锌依次浮选流程,替代了以往的复杂浮选流程和氰化物抑制。

陈代雄等人采用部分混合浮选流程对西藏墨竹工卡的铜铅锌硫化矿进行处理,铜铅混浮时结合中矿再磨,铜铅分离时采用活性碳脱药,结合CMC、Na2SO3和Na2Si03的组合药剂抑铅,取得了良好的选矿指标。K.M.阿松奇克对乌兹别克斯坦汉吉兹铜铅锌硫化矿采用铜铅混浮进行处理,铜铅混浮时采用丁黄药和黑药作为混合捕收剂,用硫酸锌抑制闪锌矿,铜铅分离前用活性炭、硫化钠结合洗矿脱药,然后在酸性pH值条件下用亚硫酸钠抑制方矿,用黄药捕收硫化铜矿物。

通过调控矿浆电位调控硫化矿浮选体系中矿物表面的润湿性,一直以来都是实现硫化矿浮选分离的重要手段。罗仙平、王淀佐等人对某矿物嵌布粒度细,且锌矿物主要为闪锌矿的铜铅锌硫化矿进行了电位调控浮选研究,实现了铜、铅、锌矿物的较好分离。程琍琍等人对新疆某矿物嵌布异常复杂的铜铅锌硫化矿采用电位调控浮选技术,结合全优先流程,用石灰调节矿浆电位,以LP-01、SN-9号+苯胺黑药、丁黄药分别捕收铜、铅、锌矿物,使用ZnSO4+YN的组合药剂抑锌,取得了良好的浮选指标。

云南某铅锌矿浮选矿浆中存在大量的Zn2+、Fe2+等金属离子,这些离子的存在会导致铅锌矿物分选难度增加。冯忠伟采用在矿浆自然酸碱性(酸性)下浮选铅锌矿物的无碱工艺。对于铜矿物以黄铜矿为主的硫化铜锌矿浮选分离易于实现;但对于存在氧化铜矿物或者次生硫化铜矿物的矿石,由于体系中有Cu2+,导致该类矿石铜锌分离困难。覃文庆对蒙自的含铅银锌矿石开发了新的电化学技术,用NNDDC和DDTC作为捕收剂,通过控制pH值和矿浆电位获得铅、银品位分别为55%、1800g/t,回收率86.5%、65%的铅精矿和锌品位42.5%、回收率91.25%的锌精矿

3.2.1.3   硫化铜矿浮选分离

在硫化镍矿的浮选过程中,如何降低精矿中氧化的含量和消除含镁硅酸盐矿物对含镍矿物浮选的不利影响,是近十年来硫化镍矿浮选研究的重点,并出现了一些新的工艺流程,如脱泥-浮选工艺、阶段磨矿-阶段选别流程、分速浮选法、浮选-磁选联合流程、闪速浮选法等。

赵开乐等人对我国四川丹巴铜镍矿采用一种多糖抑制剂KGM进行处理,该抑制剂有效地抑制了矿样中的滑石,与CMC比较KGM显著地提高了铜镍矿的回收率。在工业试验中,粗磨产品通过一次粗选、三次精选、两次扫选,以及再磨之后的一次粗选、两次精选、一次扫选流程,添加KGM为抑制剂不仅很好地实现了铜、镍矿的分离,而且使得现场镍的回收率提高了18.15%,铜的回收率提高了18.02%。

云南金平镍矿使用MIBC作为起泡剂进行预先脱泥,避免了浮选过程中矿泥增大矿浆黏度、包裹细粒硫化矿物等现象,提高了浮选指标。金川镍选矿厂进行了闪速浮选工业试验,获得了较好指标。博茨瓦纳的塞莱比-皮克威矿山的矿石中,镍黄铁矿与磁黄铁矿呈交互粒状集合体产出,两者之比达到1:14,难以采用单一浮选方法使有用矿物得到有效利用,而由于镍黄铁矿和磁黄铁矿都有磁性,采用碱性浮选-浮尾磁选-磁精磨选的工艺流程可以获得较高的回收率。

对金川镍矿三矿区矿石采取“阶段磨矿-阶段选别-中矿返回再选”工艺,可获得精矿品位大于6%、镍金属回收率83%的良好指标。

3.2.1.4   --浮选工艺

单一硫化钼矿选矿工艺一般采用粗磨粗选-再磨再选的浮选工艺,对于铜钼矿常采用优先浮选和混合浮选两种方法。魏党生针对广东某铜钼矿采用“铜钼硫硫化矿全浮-抑硫浮铜钼-铜钼分离”的浮选工艺,所得的分选指标较好。对于含碳镍钼矿,这种矿石除含有价金属镍、钼等外,还含有丰富的族金属、稀土金属和大量的石墨,矿物以超细粒度与黄铁矿共生,无法用传统选矿方法分离镍和钼。孙伟等人采用粗磨产品两次粗选三次精选、再磨的中间精矿两次精选、中矿顺序返回流程处理该矿石,可以获得钼品位2.21%、回收率84.53%的钼粗精矿。陈代雄等人采用脱碳-镍钼混合浮选工艺进行了镍钼矿的选矿试验,在选矿前先进行脱碳,镍钼矿混合浮选回收率基本稳定在75%左右。

对于硫化锑矿的浮选工艺,一般采用混合浮选工艺和优先浮选工艺。吉庆军[172]以甘肃某金锑矿为研究对象,采用优先浮锑工艺,经过一次粗选、两次精选、一次扫选,金浮选经过两次粗选、四次精选、一次扫选,闭路试验可获得锑精矿品位50.67%、回收率78.43%;金精矿含金60.89g/t、回收率80.52%的选矿指标。朱一民针对某地低品位含锑矿石,通过浮选脱碳后,进行辉锑矿的浮选。

Irina Pestryak等人针对蒙-俄合资额尔登特矿业公司铜钼矿,具有较高的次生氧化铜矿和伴生黄铁矿以及低碳矿物质、分选难度较大等特点,采用浮选-生物湿法冶金相结合的工艺流程。矿石研磨至-74μm含量为72%~75%,细菌浸出硫化浮选尾矿,pH值为2.1~2.3浸出3天,使得总铜回收率增加0.8%。

铋常与铅、铜、、锑、钨等有色金属共生,在浮选过程中常采用混合浮选分离工艺。邱显扬等人针对云南个旧某铜铋矿,采用硫化矿混浮-粗精矿抑硫浮铋铜-铋铜分离的全浮选工艺流程,最终获得了含铜18.66%、回收率33.27%的铜精矿和含铋21.70%、回收率44.37%的铋精矿。叶雪均等人针对江西某铜铋多金属矿石采用铜铋混合浮选-铜铋分离浮选工艺,实现了铜和铋的高效无氰分离,获得良好选矿指标。李爱民针对宁化行洛坑钨矿伴生钼铜铋硫化矿的浮选分离指标较差的现象,采用优先浮钼-铜铋混浮-铜铋分离一铋粗精矿再浸出回收铋新工艺,获得了铋品位62.37%、铋回收率60.09%的铋精矿,广西某铜铋硫化矿现场原工艺采用“铜铋混浮一铜铋分离”进行分选,混合精矿进行铜铋分离时铋矿物抑制困难,铜铋分离效果差,周贺鹏采用铜铋等可浮浮选工艺对其进行了分选。

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