硫化铜钴矿的浮选
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硫化浮选—酸浸工艺回收某铜钴尾矿中的铜钴王振;徐龙华;肖军辉;王进明;傅开彬【摘要】四川会理某铜钴尾矿铜钴品位分别为0.84%和0.33%,-400目含量占65%,铜钴矿物氧化程度较高.为了充分回收其中的有用成分,减少金属残余对环境的潜在污染,采用硫化浮选—硫酸酸浸工艺进行了铜钴回收试验.结果表明:采用1粗2精2扫、中矿顺序返回硫化浮选流程处理该尾矿,最终可获得铜、钴品位分别为7.14%、4.15%,铜钴回收率分别为76.11%、87.16%的铜钴混合精矿;在硫酸与铜钴混合精矿质量比为15%,液固比为4∶1,浸出温度为75℃,浸出时间为100 min 的情况下用硫酸酸浸铜钴混合精矿,铜、钴的浸出率分别为86.74%、81.36%.对应试样的铜、钴回收率分别为66.01%、70.91%,较好地实现了该尾矿中有用成分的回收.【期刊名称】《金属矿山》【年(卷),期】2016(000)001【总页数】4页(P186-189)【关键词】铜钴尾矿;硫化浮选;硫酸浸出【作者】王振;徐龙华;肖军辉;王进明;傅开彬【作者单位】西南科技大学环境与资源学院,四川绵阳621010;固体废物处理与资源化教育部重点实验室,四川绵阳621010;固体废物处理与资源化教育部重点实验室,四川绵阳621010;西南科技大学环境与资源学院,四川绵阳621010;固体废物处理与资源化教育部重点实验室,四川绵阳621010;西南科技大学环境与资源学院,四川绵阳621010【正文语种】中文【中图分类】TD923+.7;TD925.6我国经济的快速发展有力地推动了矿产品需求的快速增长,与之对应的是尾矿堆存量的持续增长。
随着矿业开发技术的发展以及我国对矿山环境保护力度的加大,从尾矿中回收有价组分,减少残余金属对环境的影响,已成为当前矿业界研究的重要方向。
四川会理某铜钴矿尾矿中铜、钴含量较高,但由于该尾矿矿物成分复杂,铜钴矿物氧化程度非常高,且粒度微细,因而分选难度较大。
世上无难事,只要肯攀登铜硫矿的浮选铜硫矿是我国主要的铜矿类型之一,其矿床属多含铜黄铁矿床和含铜矽卡岩矿床,分布较广。
如安徽铜陵、甘肃白银、湖北大冶及江西永平等地区。
铜硫矿有致密块状含铜黄铁矿和浸染状含铜黄铁矿两种。
致密块状含铜黄铁矿的特点是,矿石中主要是黄铁矿,脉石矿物很少;浸染状含铜黄铁矿中,铜和铁的硫化物含量都低,而且是以浸染状分布于脉石中。
一、铜硫矿的浮选流程(一)优先浮选:一般是先浮铜,然后再浮硫。
致密块状含铜黄铁矿,矿石中黄铁矿的含量相当高,常采用高碱度(pH=11~12,CaO 含量=600~800g/m3)、高黄药用量的方法浮铜抑硫,其尾矿中主要是黄铁矿,脉石很少,所以尾矿便是硫精矿。
浸染状含铜黄铁矿,浮铜后的尾矿还要浮硫,为了降低浮硫时硫酸的消耗,浮铜时应尽量在低碱度的条件下进行。
(二)混合浮选:对于原矿含硫较低,铜矿物易浮的铜硫矿石选用这种流程较有利。
一般先在中性介质(pH=7 左右)中进行混合浮选,混合精矿再加石灰在高碱性矿浆中进行铜硫分离。
(三)半优先混合-分离浮选:此种流程的特点是以Z-200、OSN-43 等选择性好捕收剂,先浮出易浮的铜矿物,得到部分合格铜精矿,然后再进行铜硫混合浮选,所得铜硫混合精矿再进行铜硫分离。
该流程优点是避免了高石灰用量对易浮铜矿物的抑制,达到能收早收的目的;同时也大量不需消耗大量的硫酸活化黄铁矿。
当然,对难选铜硫矿,从磨浮流程来说,采用阶段磨浮流程更为有利。
如采用粗精矿和混合精矿再磨再选,中矿再磨返回或单独处理等方法,已在国外许多选厂所采用。
二、铜硫分离对铜硫矿石无论采用哪一种浮选方案,都存在一个铜硫分离的问题,分离的原则一般是浮铜抑硫。
(一)石灰法:石灰是抑制黄铁矿的常用抑制剂。
采用石灰法进行铜硫分离时,矿浆pH 值或矿浆中的游离的CaO 含量能明显地影响分离效。
应用组合硫化剂改善氧化铜钴矿的浮选效果К・康哥罗等摘 要 在刚果(金)民主共和国加丹加省地区,氧化铜钴矿的硫化浮选工艺普遍使用硫氢化钠作为硫化剂。
试验室研究结果表明,硫氢化钠能提高从脉石矿物中浮选铜钴矿物的选择性,而硫化氨是选择性较差的硫化剂。
最好的结果是联合采用硫氢化钠和硫化氨1∶1协同效果的组合硫化剂。
关键词 氧化矿 钴 铜 硫化剂 硫氢化钠 硫化铵概 述刚果(金)民主共和国加丹加省南部的基卡明矿山普遍采用硫化浮选法处理氧化铜钴矿石。
在这一区域,含铜矿物主要是孔雀石,有时也出现假孔雀石和硅孔雀石。
钴矿物基本上以水钴矿出现。
对氧化矿先进行硫化,然后与浮选硫化矿物一样,用黄药作捕收剂浮选硫化后的氧化钴矿物。
硫氢化钠是刚果工业中应用的单一硫化剂,其消耗量约占浮选药剂总费用的一半。
为了减少硫化钠的消耗量,曾研究使用惰性气体代替空气来改善浮选效果。
另一方面,就是开发新的有效药剂以改善选矿效果和提高经济效益。
从这一角度出发, Mwema等人成功地应用了新型黄药类捕收剂。
为了改善氧化铜钴矿的浮选效果,本研究的目标是开发新的硫化剂组合。
1 试 验111 矿 样本次研究的矿样采自利卡西南50km处Kam2 wale矿床。
矿样的化学分析结果见表1。
显微镜观察结果表明,矿样中的脉石矿物主要是石英和氧化铁,如针铁矿和褐铁矿,以及微量的白云石。
铜矿物主要以孔雀石出现,还有一些硅孔雀石和假孔雀石,此外还有微量硫化矿物(黄铜矿、辉铜矿和斑铜矿)。
含钴矿物为水钴矿。
表1 矿样的化学组成/%Cu Co MgO SiO2Al2O3Fe2O34.13118311007012321902103112 试剂和试验方法将矿样磨至+74μ占30%后进行调浆,矿浆密度为1350g/L固体,试验设备为215L机械搅拌式浮选槽,矿浆为自然p H值,浮选时间12min。
采用离子选择性电极(Cu1196S)与饱和Ag/AgCl电极对矿浆进行连续的氧化还原电位测定。
铜镍硫化矿浮选分离工艺方法介绍铜镍硫化矿浮选分离工艺方法介绍全球60%以上的金属镍资源多来自于硫化铜镍矿床,该类型铜镍矿除含有金属铜、镍矿物外,常伴生有金、银、铂、钯等稀贵金属,均具有较好的回收价值。
一般情况下,硫化铜镍矿常采用浮选法进行选别,由于矿石类型、矿物含量以及伴生的贵金属含量不同,铜镍矿所采用的浮选分离工艺也不尽相同,主要包括优先或半优先浮选分离工艺、混合浮选分离工艺、快速浮选工艺等。
一、铜镍硫化矿优先浮选工艺优先浮选工艺主要是针对铜含量较高而镍含量较低,且性质简单的矿石。
硫化铜镍矿的优先浮选工艺通常采用的是“浮铜抑镍”的流程,通过加入硫化镍矿物的抑制剂和铜的高效捕收剂来达到铜镍分离的目的。
该工艺的优点是可以直接得到含镍较低的铜精矿和合格的镍精矿,成本较低;缺点是铜浮选时被抑制的镍黄铁矿和紫硫镍矿在后续浮选中难以活化,导致镍回收率不高,造成镍资源浪费。
二、铜镍硫化矿混合浮选工艺混合浮选工艺是指先将矿石中的铜、镍矿物一起选出得到铜镍混合精矿,然后再通过浮选法或者冶炼成高冰镍的方法进行铜镍分离的工艺,在各种性质的铜镍硫化矿中都有应用。
1、铜镍混合浮选再分离工艺铜镍混合浮选一混合精矿抑镍浮铜的浮选工艺是目前硫化铜镍选厂最常用的铜镍选矿工艺。
该流程是先通过铜镍混浮得到铜镍混合精矿,混合精矿经过再磨脱药后,采取抑镍浮铜的方法分离得到铜精矿和镍精矿。
2、高冰镍再磨浮选分离工艺高冰镍再磨浮选分离工艺是指先采用铜镍混浮的方式得到铜镍混合精矿,然后混合精矿再通过电炉冶炼方式形成低冰镍,然后再经转炉吹炼转变为人造高冰镍矿石,最后对高冰镍矿石再磨浮选分离。
该工艺主要是针对铜镍伴生关系复杂且粒度极细,采用直接浮选铜镍分离法无法完成铜镍分离的矿石。
高冰镍主要由Ni3S2、Cu2S、铜镍铁合金及少量铂族元素组成,高冰镍的含铁量、含硫量、铜镍比是影响后续浮选分离工艺的重要因素。
高冰镍的浮选分离工艺与分层熔炼法、电解法、浸出法相比,具有流程短、能耗低等优点,降低了分离成本,减少了互含率。
硫化铜矿石浮选捕收剂的最新研究进展左小华;谭元敏;苏振宏;张世磊;高鹏【摘要】The collectors for flotation of copper sulfide ore were classified. It systematically analyzed and summarized copper-sulfur flotation of copper sulfide ore. Regime of collectors and flotation technology of copper sulfide ore were reviewed. It was the key of research and development direction that new high-effi-cient and non-toxic collectors for flotation of copper sulfide ore were researched. Flotation technology of copper-sulfur separation with slightly alkaline and combined collectors were carried out,which could im-prove flotation performance and effect of copper sulphide ore.%对硫化铜矿石浮选捕收剂进行了分类并进行了系统的分析与归纳,综述了硫化铜矿石浮选捕收剂的制度和浮选工艺。
指出开发新型高效无毒的捕收剂是硫化铜矿石浮选研究的重点和发展方向,采用低碱度铜硫分离工艺和应用组合捕收剂浮选可提高硫化铜矿石的浮选性能和效果。
【期刊名称】《应用化工》【年(卷),期】2015(000)009【总页数】4页(P1733-1736)【关键词】硫化铜矿石;浮选;捕收剂;铜硫分离【作者】左小华;谭元敏;苏振宏;张世磊;高鹏【作者单位】湖北理工学院化学与化工学院,湖北黄石 435003;湖北理工学院化学与化工学院,湖北黄石 435003;湖北理工学院化学与化工学院,湖北黄石435003;湖北理工学院化学与化工学院,湖北黄石 435003;湖北理工学院化学与化工学院,湖北黄石 435003【正文语种】中文【中图分类】TQ02;TD923铜资源是保障国家经济安全的重要物质之一,在国民经济和社会进步中扮演着重要的角色。
第36卷第6期2020年12月湖南有色金属HUNANNONFERROUSMETALS作者简介:张恩普(1989-),男,工程师,主要从事选矿生产及技术管理工作。
刚果(金)某铜钴矿硫化矿及氧化矿混合浮选工业试验研究张恩普,卢建安,孙利波,王振堂,许永权(万宝矿产有限公司,北京 100053)摘 要:刚果(金)某铜钴矿由多个矿体组成,且各矿体硫化矿和氧化矿各有产出。
为综合开发矿区的硫化矿及氧化矿,对硫化矿及氧化矿的混合矿开展3000t/d的浮选工业试验。
对于Cu品位为1 70%,Co品位0 70%,Cu氧化率为35%~40%的原矿,采用先选硫化矿、再选氧化矿的两段浮选工艺流程,获得Cu品位为21 91%、Co品位为7 70%的硫化精矿,Cu回收率为71 96%,Co回收率为66 17%;同时获得Cu品位为20 42%、Co品位为18 10%的氧化精矿,Cu回收率为11 60%,Co回收率为15 29%。
两段浮选Cu总回收率为83 56%,Co总回收率为81 46%。
工业试验达到了预期目的,对设计开发矿区的硫化矿及氧化矿具有指导意义。
关键词:铜钴矿;硫化矿;氧化矿;混合浮选;工业试验中图分类号:TD913 文献标识码:A 文章编号:1003-5540(2020)06-0013-04 位于非洲中部的刚果(金)盛产矿产资源且种类繁多,其中Cu、Co金属含量均位于世界前列,Cu、Co金属主要产出位于刚果(金)南部与赞比亚相邻的加丹加铜矿带上[1]。
随着国家“一带一路”战略的不断推进,越来越多的中资企业在该区域从事矿产资源生产经营活动[2~4]。
该地区铜钴矿主要分为氧化矿和硫化矿,氧化矿分布在浅层,通常以湿法浸出—萃取电积的工艺进行处理,硫化矿埋藏相对较深,主要以浮选的工艺进行处理。
而处于氧化矿向硫化矿过度的地层通常氧化矿和硫化矿均有产出,以混合矿形式存在,无法单一使用浸出或浮选工艺处理,选择合适的工艺处理该部分矿石对企业来讲尤为关键。
第五章硫化矿浮选第一节硫化铜矿浮选一、硫化铜铁矿物的可浮性主要的硫化铜、铁矿物及其可浮性如下:黄铜矿CuFeS2,含Cu34.57%,是主要铜矿物。
黄铜矿在右性及弱碱性介质中,能较长时间保持其天然可浮性,但在强碱性(pH>10)介质中,由于表面结构受OH-侵蚀,形成氢氧化铁薄膜,其天然可浮性下降。
在矿床表层的黄铜矿,因长期受氧化,硬度变小,易过粉碎,所以其可浮性变差。
浮选黄铜矿最常用捕收剂是黄药和黑药。
近年来也用硫氮类及硫胺酯。
在国外,有人用异硫脲盐、丁黄烯酯等取代黄药浮黄铜矿。
黄铜矿在碱性介质中,易受氰化物及氧化物及氧化剂的作用而受到抑制。
例如,在铜铅分离时,常用氰化物及抑制黄铜矿;铜钼分离时,使用氧化剂使黄铜矿受抑制的方法,已得到广泛应用。
SO。
黄铜矿在水中细磨时,会吸收溶液中的氧,使表面氧化,硫离子一部分氧化成-24以30克黄铜矿在密闭球磨机中磨不同的时间,测得耗氧量如下:磨矿时间,分 5 10 20 40耗氧量,毫克 2.5 3.3 3.8 4.6随着磨矿时间增长,耗所量增多。
延长对矿浆的充气时间,也出现相似的情况。
因此,SO格黄铜矿在磨矿、搅拌过程中,表面会有一定程度的氧化,在表面同时存在有阴离子-24阳离子Cu2+、Fe2+。
考虑药剂作用时,必须顾及氧化作用及形成的上述离子。
当采用易溶的黄药作捕收剂时,黄原酸离子易与矿物表面的Cu2+形成牢固原吸附;采用胺酯、双黄药等作捕收剂时,就要加入磨机,使这些药剂和解离的新鲜表面接触。
有时用铜盐(如硫酸铜)活化被抑制的黄铜矿。
辉铜矿Cu2S,含Cu79.8%,是最常见的次生硫化铜矿物,性在脆容易过粉碎泥化。
国外许多大型斑岩铜矿的铜矿物为辉铜矿,在我国以辉铜矿为主的铜矿,目前还不多。
辉铜矿的捕收剂主要是黄药。
它在酸性和碱性介质中,都有较好的可浮性。
由于辉铜矿中铜硫结晶的晶格能较小,铜离子半径小,硫离子半径大,易于暴露受到氧化,所以辉铜矿比黄铜矿易氧化。
铜钴矿选矿方法一、选矿概述铜钴矿是指含铜、钴等金属的硫化物矿物,其选矿方法主要包括浮选法、重选法和化学浸出法等。
其中,浮选法是最常用的方法之一。
二、铜钴矿特性1. 硫化物矿物:铜钴矿中主要成分为硫化物矿物,如黄铜矿、黄铁矿等。
2. 粒度细:铜钴矿一般粒度较细,需要采用细粒浮选工艺。
3. 难选性:由于硫化物表面易被氧化,因此难以进行浮选分离。
三、浮选法1. 前处理:将原料经过碎磨、分类等前处理工序后送至浮选机。
2. 粗选:将原料送入粗选机进行初步分离,得到含有铜和钴的粗精矿。
3. 扫描:将粗精矿送入扫描机进行进一步分离,得到含有较高纯度的铜和钴的中间产物。
4. 清洁:将中间产物送入清洁机进行最后的分离和提纯,得到纯度较高的铜和钴产品。
四、重选法1. 前处理:将原料经过碎磨、分类等前处理工序后送至重选机。
2. 粗选:将原料送入粗选机进行初步分离,得到含有铜和钴的粗精矿。
3. 中选:将粗精矿送入中选机进行进一步分离,得到含有较高纯度的铜和钴的中间产物。
4. 清洁:将中间产物送入清洁机进行最后的分离和提纯,得到纯度较高的铜和钴产品。
五、化学浸出法1. 前处理:将原料经过碎磨、分类等前处理工序后送至化学浸出设备。
2. 浸出:使用酸性溶液对原料进行浸出,使其中的铜和钴溶解于溶液中。
3. 分离:通过沉淀、萃取等方法对溶液中的铜和钴进行分离。
4. 提纯:对分离得到的铜和钴进行进一步提纯,并制成相应产品。
六、总结铜钴矿是一种难选性矿物,其主要选矿方法包括浮选法、重选法和化学浸出法等。
其中,浮选法是最常用的方法之一,其工艺流程包括前处理、粗选、扫描和清洁等步骤。
重选法和化学浸出法也是可行的选矿方法,但需要根据具体情况进行选择。
铜锌硫化矿浮选分离试验研究报告一、实验目的本实验旨在通过浮选分离来提取铜、锌、硫化矿中的金属元素,并且探究最优实验条件,实现高效率、高品质的提取。
二、实验原理铜锌硫化矿利用常规浮选法浮选,并通过浮选废物的反浮选、精矿的弱磁选和亚硝酸钠浸出等步骤进行提取。
在铜锌硫化矿的浮选过程中,我们通过药剂添加将有关矿物粒度分布调整至浮选的最优范围,以便使铜、锌、硫等金属元素分别富集。
在反浮选过程中,我们通过添加药剂和搅拌来提高精矿的质量,进而减少反浮选时间和处理费用。
在弱磁选过程中,我们通过将精矿目标混合物经过磁场处理,选出粒径大于0.1mm的铁矿物,达到去铁目的。
同时,钠亚硝酸浸出是将精矿目标混合物浸泡于钠亚硝酸溶液中,促进铜、锌和其他微量金属元素的络合和溶出。
三、实验步骤1、将铜锌硫化矿粉末用水悬浮,并进行筛分和过筛。
2、将所得悬浮液送入浮选机,添加药剂淋漓处理,得到浮选精矿和浮选废物。
3、将浮选废物送入篦矿机进行反浮选,以提高精矿质量。
4、将精矿目标混合物经过弱磁选,去除铁矿物。
5、将精矿目标混合物浸泡于钠亚硝酸溶液中,溶出铜、锌和其他微量金属元素。
6、过滤出提取液,并进行洗涤和晾干,得到提取物。
7、对提取物进行质量和化学分析,得到含铜、锌、硫等金属元素的提取率。
四、实验结果及分析本次实验结果表明,采用浮选分离对铜锌硫化矿进行提取的方法,可以更好地满足金属元素选别和质量提高的需求。
在实验过程中,通过药剂添加和搅拌控制,得到了约75%的浮选精矿。
反浮选过程中,精矿质量得到提高,时间和处理费用得到降低。
通过弱磁选和亚硝酸溶出,精矿中的铁、铜、锌等元素得到了高效去除和提取,且提取率达到较高的水平。
五、结论综上所述,本次铜锌硫化矿的浮选和提取实验,成功地实现了铜、锌和硫元素的高效提取,同时探索了最优实验条件,提高了提取率和工艺品质。
浮选分离对于极其细小、密度近似的铜锌硫化矿的提取工艺,具有显著的优越性。
在此实验中,我们进行了铜锌硫化矿的浮选分离实验,得出了一系列数据。
硫化铜钴矿的浮选
铜钴矿的浮选
55铜钴矿的浮选
钴常以硫化物和砷化物存在。
含钴的矿物主要有:含钴黄铁矿、辉砷钴矿(CoAsS),硫钴矿(C03S4)等,此外还有硫镍钴矿[(NiCO)3S4]、硫铜钴矿(C02CuS4)等。
某铜钴矿为细脉浸染型铜钴矿,矿石的矿物组成比较简单,除含钴黄铁矿、黄铜矿和部分磁黄铁矿外,其他金属矿物很少。
非金属矿物有石英、方解石、绢云母等。
入选矿石平均品位含硫4%,含铜0.8%,含钴0.02%,氧化率低,属低硫易选矿石。
该矿选厂采用优先浮铜,选铜尾矿经浓密机脱水再选钴(黄钴铁矿)的流程回收铜和钴。
该厂浮选的特点是:
(1)铜浮选循环采用分别精选流程,即将粗选头两槽浮出的粗精矿单独精选一次得到最终铜精矿,以后浮出的粗精矿经两次精选得最终精矿。
(2)采用选择性捕收剂醚氨硫酯(捕收剂234)与起泡剂苯乙酯油配合进行铜-钴黄铁矿的分选,与原来的丁黄药、吡啶药方相比,在保持铜指标的前提下,钴回收率提高10%左右,石灰耗量从4kg/t降为2~3kg/t,选钴还不用硫酸活化。
该厂采用新药剂方案的选别指标为:
一、硫化钴矿物的可浮性
钴常以硫化物和砷化物存在,含钴的矿物主要有:含钴黄铁矿(Fe、Co)S2、辉砷钴矿CoAsS、硫钴矿Co3S4等,此外还有硫镍钴矿(NiCo)3S4、硫铜钴矿Co2CuS4等。
钴常以黄铁矿的类质同象存在,或以硫化钴矿物细粒分散在黄铁矿中,这种黄铁矿称为钴黄铁矿,常为钴的回收对象。
另外,钴还常分散在砷矿物如毒砂中。
二、铜钴矿的浮选
由于硫化钴矿物很少单独出现,常与黄铁矿共生,形成含钴黄铁矿。
因此铜钴矿的浮选与铜硫矿的浮选基本相同。
其浮选方案有以下两种。
(一)优行浮选
优选浮铜,然后浮含钴黄铁矿。
对于钴矿物单独存在,共生关系比较简单的矿石,可采用优先浮选,得到含钴10%~15%左右的钴精矿。
若矿石中的钴大部分都以含钴黄铁矿存在时,只能得到低品位的钴黄铁矿精矿,其含钴为2%~5%或更低。
铜钴黄铁矿的优先浮选,一般用石灰抑制含然黄铁矿,在pH值为10左右浮铜,采用“饥饿”方式添加捕收剂和起泡剂。
被抑制的钴黄铁矿,用硫化钠或硫酸铜活化,并在弱酸性或强酸性(pH=3.2)介质中浮选。
发布日期:
左右,石灰耗量从4kg/t降为2~3kg/t,选钴还不用硫酸活化。
该厂使用新药剂方案白勺选别指标为:
原矿品位/%精矿品位/%回收率/%
铜钴0.7~0.90.0216~180.3~0.
4
95~9650~60
铜浮选药剂(一)
胡家峪矿矿石为似层状细脉浸染型高中温热液矿床。
围岩主要为矽化大理岩、黑色片岩和石英片岩。
矿石的矿物组成比较简单,除黄铁矿、黄铜矿和部分磁黄铁矿外,其它金属矿物很少。
非金属矿物有石英、方解石、绢云母等,矿石含硫4%左右,属低硫易选类型。
入选矿石品位平均含铜0.8%,原生硫化矿占96%以上,次生硫化矿约占2%。
氧化矿很少。
铜、钴黄铁矿浮选多年来以呲啶为起泡剂。
由于呲啶兼有较强的捕收能力,且价格低廉;选矿药剂成本逐年下降,生产指标一直稳定在较高水平。
但是呲啶具有毒性和强烈的刺激性臭味,造成环境污染,危害人们的身体健康。
中条山有色金属公司矿研所经试验研究,提出两个无毒药剂制度的方案:
1.以苯乙酯油代替呲啶为起泡剂与丁黄药或混黄药配方进行选铜、选钴均可达到与呲啶相一致的浮选指标,药剂成本略有降低。
II.选择性捕收剂(丁戊)醚氨硫酯与苯乙酯油配方用于铜—钴黄铁矿的分选。
不仅可以保持铜指标,而钴的回收率也略有提高,仅用(丁戊)醚氨硫酯,石灰耗量可以从4公斤/吨矿石降为3~2公斤/吨矿石,选钴可以不加硫酸。
无毒药剂制度技术经济指标与呲啶药剂制度技术经济指标比较见下表。
注:①矿样D黑色片岩较多,矿石难选;矿样E黑色片岩很少,属易选矿石。
②方案“原”药剂条件为呲啶、丁黄药。
方案“I”药剂条件为苯乙酯油代替呲啶用混黄药为捕收剂。
方案“II”药剂条件为<丁戊>醚氨硫酯为选择性捕收剂与苯乙酯油相配合。
试验结果比较,第II方案优,它可以改善钴选,少加石灰,不用呲啶,经济效益最佳,对改善选厂劳动条件、保护环境是有现实意义的。
平水铜矿选矿厂处理Cu、Zn、S多金属矿石,主要金属矿物有:黄铁矿、闪锌矿、黄铜矿。
其次有:方铅矿、赤铁矿、磁铁矿、铜蓝、斑铜矿。
主要脉石矿物有:石英、绢云母、其次有:重晶石、绿泥石、碧玉、粘土等。
由于矿石中含次生铜多,有用矿物嵌布粒度细,因此生产指标一直很差。
自1978年5月改为集中磨矿直接优先浮选工艺流程以来,生产指标一直比较理想。
但对含Zn较低的原矿(约±0.8%)仍然存在着选别指标差或不能回收等问题。
为提高低Zn矿石的选别指标,选矿厂对脂—#105、Z—#200“234”几种捕收剂与黄药进行了对比试验,
“234”的试验效果是好的。
在精矿品位相当的情况下,Cu、Zn、S回收率均有不同程度的提高,尤其是对
Zn、S的回收率有较显著的提高。
ZnSO
4、CaO、Na
2
S用量均可从1000克/吨下降到750克/吨。
“234”具有无毒、气味小、用量省、选择性好、作用快、使用方便、兼有起泡性能等优点,因此对改善选厂环境、减轻药剂工劳动强度等都是十分有利的。
河南省南阳地区大河铜矿床属中低温热液裂隙充填矿床。
主要有用金属矿物为黄铁矿、闪锌矿、黄铜矿、方铅矿,其次有少量的黝铜矿、铜兰、辉铜矿、斑铜矿等。
主要脉石矿物有石英、重晶石、方解石、绿泥石、白云母。
大河铜矿自1970年投产以来,由于矿石性质复杂,生产的铜精矿(铜品位15~20%、锌品位16~19%),虽接近设计要求(铜品位15~16%、锌品位18%),但由于含锌高,冶炼困难,销路不畅。
选矿所用的捕收剂为丁乙基黄药混合剂,起泡剂为2#油,介质调整剂为石灰,锌硫活化剂为硫酸铜,锌的抑制剂为硫化钠、硫酸锌、亚硫酸钠。
大河铜矿铜锌分离效果不佳,除因为黄铜矿与闪锌矿致密共生,难以单体解离外,还由于闪锌矿在矿床中及碎磨过程中已被铜离子活化,表现出很高的浮游活性,造成铜锌浮选分离极为困难。
通过试验室及工业试验,调整了锌的抑制剂,硫化钠用量以1300~1500克/吨、硫酸锌用量以800~1000
克/吨、亚硫酸钠用量以400~500克/吨为宜,它们之间的比例以硫化钠:硫酸锌:亚硫酸钠=3:2:1左右为宜。
调整药剂制度前后的生产技术指标对比结果列于下表。
注:1.表中未填数据为未化验或未计算。
2.表中(锌)为铜精矿品位。