云南某难选氧硫混合铜矿石的新型药剂浮选试验研究

云南某氧硫混合铜矿石氧化率高、铜矿物嵌布粒度细、钙镁等易泥化脉石含量高,为充分利用该矿石资源,采用“铜硫混合浮选—混合精矿铜硫分离—混浮尾矿再选氧化铜”流程开展了新型药剂浮选试验研究。在磨矿细度为-0.074 mm占85%的条件下,应用新型捕收剂KM23和起泡剂730A选出混合铜硫精矿,应用组合抑制剂石灰+LY分离浮选出硫化铜矿物,应用组合活化剂硫化钠+氯化铵浮选出氧化铜矿物,最终获得铜品位为22.56%、铜回收率为42.91%的硫化铜精矿和铜品位为20.64%、铜回收率为27.18%的氧化铜精矿,铜综合回收率为70.09%。有价金属银在铜精矿中富集,硫化铜精矿含银145.7 g/t、氧化铜精矿含银91.17 g/t。研究结果可作为该矿石开发利用的依据。

青海某铜铅锌多金属矿选矿工艺研究

针对青海某铜铅锌多金属矿,进行了不同类型捕收剂对铜铅锌浮选分离影响的试验,重点考察了新型捕收剂4037B、P5100C、QBSC的选别效果。结果表明:P5100C和QBSC更有利于铜、铅分离,在最佳条件下,采用铜快速浮选—铜铅混选—铜铅再磨分离—锌浮选流程,获得铜品位35.56%、铜回收率75.23%的铜精矿;铅品位45.02%、铅回收率71.92%的铅精矿;锌品位41.49%、锌回收率72.58%的锌精矿;含铜20.14%、含铅8.90%、含锌28.38%,铜回收率11.93%、铅回收率6.77%、锌回收率11.81%的混合精矿。全流程铜总回收率97.94%,铅总回收率96.62%,锌总回收率92.64%。

选铁尾渣铜、钴、硫综合回收工艺研究及半工业调试

尾渣的二次资源化利用对缓解资源紧张、矿业可持续发展具有十分重要的意义。秘鲁某选铁尾渣量大,含有较高的Cu、Co、S等有价元素,其金属矿物在海水富离子介质条件下受溶解蚀变及上游选厂铁精矿脱硫降锌作业大量浮选药剂深度活化,分离回收难度较大。通过对矿石性质研究,采用阶段磨矿-混合浮选-铜与硫钴分离的工艺,在实验室小型试验的基础上进行半工业调试,取得较好的Cu、Co、S综合回收效果。

河南某含金银硫化铜矿选矿试验研究

对河南某含金银硫化铜矿开展了工艺矿物学和选矿试验研究。结果表明:矿石中主要有用元素铜含量为0.82%,伴生的有益组分为硫、金和银,主要有用金属矿物为黄铜矿、辉铜矿和黄铁矿,脉石矿物主要为石英。试验以新型药剂TB1021为铜硫分离捕收剂,采用混合浮选—铜硫分离工艺获得铜精矿和硫精矿,硫精矿再经摇床重选回收部分微细粒铜精矿。混合浮选采用丁基黄药和丁铵黑药组合捕收剂,总药剂用量为120 g/t,采用一粗两精三扫工艺流程;铜硫分离浮选采用新型捕收剂TB1021,采用一粗三精三扫工艺流程。最终获得铜品位为15.21%、铜回收率为80.13%,金品位为3.02 g/t、金回收率为66.51%,银品位为160.43 g/t、银回收率为41.82%的铜精矿,以及硫品位为49.13%、回收率为54.34%的硫精矿。

铜熔炼渣的火法回收工艺与铅锌锑富集规律

铜精矿火法冶金后产生的熔炼渣经浮选回收铜后,尾渣含Pb、Zn和Sb,仍具有一定回收经济价值。浮选法对铜熔炼渣中Pb、Zn和Sb的回收率低,而火法熔炼通过高温和碳热还原可以有效分离这些元素。对直接还原熔炼、造锍还原熔炼和氧化-还原熔炼3种典型的火法回收工艺进行了对比中试试验。结果表明:火法回收工艺可达到理想的铜回收率,但不同工艺对Pb、Zn和Sb的回收效果不同;直接还原熔炼提高了Pb的回收率;造锍还原熔炼提高了Zn的回收率;熔炼法需消耗大量还原剂和能源,经济性需慎重考虑。火法熔炼适合作为铜回收的备用工艺进行研究。

云南某贫细硫化铜矿石选矿工艺优化研究

云南某低品位细粒嵌布的铜矿石铜、硫品位分别为0.161%和9.704%,有价铜矿物嵌布粒度细,铜硫分离富集难度较大。为实现该硫化铜矿石资源的高效开发利用,在选厂原选矿流程及原矿工艺矿物学研究基础上,进行了系统的磨浮试验。结果表明:矿石采用磨矿—1粗2扫铜硫混合浮选—混浮粗精矿再磨—1粗3精2扫铜硫分离浮选闭路流程处理,可获得铜品位14.69%、铜回收率63.15%的铜精矿,硫品位29.16%、硫回收率75.10%的硫精矿,试验铜精矿品位较现场提高近3个百分点,铜回收率提高15个百分点以上,显著优于现场生产指标,达到了理想的综合回收铜硫效果。研究结果可作为工艺流程优化的依据。

某低品位铅锌铜多金属硫化矿富集与分离试验研究

云南某低品位铅锌铜多金属硫化矿铅品位0.61%、锌品位3.28%、铜品位0.25%,伴生Au、Ag品位分别为0.09、18.04 g/t。矿石嵌布粒度较细,共生关系复杂。为高效开发利用该低品位矿石,进行了系统的浮选试验。结果表明:矿石采用铜铅混合浮选—铜铅分离—锌浮选工艺处理,获得了铜品位21.97%、铜回收率80.85%、金品位1.60 g/t、银品位189.00 g/t、铅品位1.80%的铜精矿,铅品位76.22%、铅回收率88.72%、金品位0.75 g/t、银品位1433.00 g/t、铜品位1.87%的铅精矿,锌品位52.18%、锌回收率93.03%的锌精矿,主要有价成分铅、锌、铜的分离与富集效果较好,金、银一定程度富集在铜精矿、铅精矿中;铜精矿锌含量偏高与黄铜矿、闪锌矿间的嵌布关系异常密切有关;原矿Au、Ag品位低,且在矿石中分散程度高是造成金银综合回收指标偏低的原因。

云南某多金属矿铜铅混合浮选工艺试验研究

为提高云南某铜铅锌多金属矿的选矿指标,降低选矿药剂成本,提升经济效益,在矿石性质研究的基础上,进行了铜铅混合浮选工艺试验研究。试验结果表明:在捕收剂丁基黄药+Z-200用量为(50+30)g/t,锌抑制剂硫酸锌+亚硫酸钠用量为(600+300)g/t,起泡剂BK204用量为30 g/t,一段磨矿细度为-0.074 mm80%,粗精矿再磨细度为-0.032 mm90%的条件下,经1粗2扫、1粗精再磨2精的铜铅混合浮选流程,可获得铜品位12.06%、铅品位18.85%、锌品位6.14%、铜回收率87.98%、铅回收率85.33%、锌回收率4.22%的铜铅混合精矿。

重选-浮选联合工艺回收硫氧混合型矿石中的铜、金

老挝某硫氧混合型铜矿矿石铜品位1.23%,铜氧化率为26.02%,含金3.03 g/t,大部分金以粒间形式和包裹形式存在。矿石中含有10%明金,可采用重选将其预富集,硫化铜矿物及其它形式金矿物占比大,宜进行浮选。采用重浮联合流程对铜、金进行综合回收,避免明金的损失,获得技术指标为:重选精矿金品位高达915.50 g/t、金回收率12.09%;在活化剂采用硫化钠1000 g/t+硫酸铵500 g/t、捕收剂采用戊基黄药60 g/t+丁基铵黑药60 g/t最佳工艺参数条件下,浮选精矿中铜品位达27.48%、作业回收率为91.38%,金品位为59.25 g/t、作业回收率为90.93%,很好地实现了对铜、金的综合回收。

非洲某硫化铜矿浮选试验研究

非洲某硫化铜矿中全铜品位2.085%,氧化铜品位0.151%。为确定适合该矿石中铜矿物有效回收的工艺流程及工艺技术条件,保证铜精矿的品位和回收率,进行浮选试验研究。结果表明,当磨矿细度-0.074 mm占67%时,进行一段粗浮选,二段扫浮选和二段精浮选流程。采用硫化钠为浮选调整剂(活化及调浆作用);混合黄药+丁铵黑药为捕捉剂,2^(#)油为起泡剂,最终获得铜品位31.24%的铜精矿,铜回收率91.40%。

某典型氧化铜矿物浮选行为研究

典型氧化铜矿铜品位为6.37%,金属氧化物主要有赤铁矿/针铁矿/褐铁矿(纤铁矿)、孔雀石、氯铜矿等;金属硫化物主要有辉铜矿/蓝辉铜矿/铜蓝、斑铜矿、黄铜矿、黄铁矿、白铁矿,微量闪锌矿、方铅矿、黝铜矿、辉砷钴矿和毒砂等;碳酸盐矿物主要有方解石和白云石,硅酸盐脉石含量较低。由铜物相分析结果可知,氧化铜中铜的占有率为25.34%,次生硫化铜中铜的占有率为72.28%。结合矿石性质,研究了捕收剂(丁铵黑药、苯并三唑及其组合)、矿浆pH、活化剂等对氧化铜矿浮选行为的影响,结果表明,在不调节矿浆pH值、无活化剂添加的条件下,单一苯并三唑对铜的捕收能力强于丁铵黑药。不添加活化剂,丁铵黑药和苯并三唑适宜在pH=9左右的矿浆中浮选铜;添加活化剂硫化钠可提高丁铵黑药和苯并三唑浮选铜的回收率;采用丁铵黑药和苯并三唑混合用药选别效果优于单一用药。在实际氧化铜矿浮选中采用丁铵黑药和苯并三唑作为捕收剂,可实现氧化铜矿和硫化铜矿一起选别,混合药剂最佳用量为600 mg/L,配比为4∶1,合适的硫化钠用量为15 mg/L,矿浆pH=9。实际矿样试验结果表明,混合药剂适宜在浮选过程中添加,浮选铜品位达到22.36%,铜回收率达到96.69%,尾矿中铜品位可降至0.31%。由此可见,采用混合用药替代单一用药可以实现铜的高效回收。

黑龙江某钼矿选矿工艺优化试验研究

针对黑龙江某大型斑岩型钼矿生产的钼精矿铜、铅杂质超标的问题,在完成矿石性质研究基础上,开展了选矿工艺优化研究。结果表明,对含钼0.122%的原矿,采用自主研发的钼高效捕收剂PM和粗磨—钼分步浮选—钼铜混合浮选—钼铜粗精矿再磨—铜钼分离工艺流程处理,全流程闭路试验取得了钼品位54.32%、钼回收率90.69%、杂质铜含量0.048%、铅含量0.062%的较好钼精矿指标。相较于原工艺流程,新工艺得到的钼精矿铜含量降低了0.322个百分点、铅含量降低了0.348个百分点。优化工艺有效地降低了钼精矿中铜、铅杂质含量,研究结果可为该矿石的开发利用提供依据。

氰渣有价金属浮选回收试验研究与应用

为提高氰渣的资源利用率,解决氰渣中有价金属浮选精矿品位不高、回收率低的问题,开展了氰渣性质分析及回收铜、铅、锌的试验研究。根据试验研究结果,结合现场实际情况进行了工艺优化改造和药剂制度调整,生产实践表明:采用铅优先浮选—浮铅尾矿选铜工艺流程,在铅浮选活化剂ZJT用量3000 g/t、捕收剂乙硫氮用量100 g/t,铜浮选活化剂ZJT用量2500 g/t、捕收剂ZJB-2用量100 g/t,浮选流程均为一次粗选两次精选两次扫选的条件下,可以获得铅精矿铅品位22.32%、铅回收率45.76%,锌品位14.47%、锌回收率31.78%,铜精矿铜品位15.38%、铜回收率42.22%的良好指标。改造后,铅精矿铅、锌品位合计提高8~40百分点,铜精矿铜品位提高3~13百分点。

刚果金某含碳硫氧混合铜矿石浮选试验

刚果金某含碳硫氧混合铜矿铜品位1.27%,矿石氧化率25.98%,选别过程中存在药剂消耗量高、易泥化、选别指标低等问题。为实现该混合铜矿资源的高效利用,对其开展浮选试验研究。研究结果表明:在硫氢化钠用量为460 g/t、丁基黄药用量为190 g/t、Z200用量为120 g/t、2号油用量为180 g/t的条件下,采用两粗两扫三精的混合浮选工艺流程,可获得铜品位17.10%、铜回收率80.76%的铜精矿。

海藻酸钠-硫化钠在铜钼混合精矿浮选分离中的抑制研究

针对铜钼分离过程中硫化钠用量过大的环保压力,以及抑制剂选择性差导致钼精矿指标达不到产品要求的问题,采用浮选试验、动电位测量、吸附量测定等方法,进行了海藻酸钠-硫化钠组合抑制剂分离铜钼的试验研究。浮选结果表明,以海藻酸钠+硫化钠为组合抑制剂,水玻璃和氟硅酸钠为调整剂、煤油为捕收剂,采用硫化钠+活性炭+再磨+硫化钠工艺对某铜钼混合精矿进行脱药处理后,1粗1扫4精闭路浮选工艺,可以获得钼品位为44.60%、钼回收率为94.84%的合格钼精矿。与单一硫化钠抑制剂方案相比,组合抑制剂工艺的硫化钠用量降低了约41%,取得了较好的环境和经济效益。动电位和吸附量分析表明,海藻酸钠与黄铜矿之间的亲和力强于辉钼矿,对黄铜矿浮选表现出较好的选择性抑制效果,是组合抑制剂提升分离效果的原因。

辽宁某含金银铜硫矿选矿试验研究

辽宁某含金银铜硫矿石中主要硫化矿物为黄铁矿和黄铜矿,二者粒度粗细不均,且密切共生,金银均以微细粒为主。采用铜硫混选—混合精矿再磨—铜硫分离的试验流程进行试验,在一段磨矿细度-0.074 mm矿物含量占59.7%,再磨细度-0.074mm矿物含量占96.9%,铜硫混合浮选以碳酸钠为pH调整剂、丁基黄药为捕收剂,铜硫分离以石灰为抑制剂,乙基黄药为捕收剂。获得铜精矿铜品位为27.52%、铜回收率为83.46%,铜、硫精矿硫品位分别为38.48%和49.62%,铜、硫精矿硫回收率分别为13.89%和80.98%,硫总回收率为94.87%;铜精矿中伴生金、银回收率分别为50.70%和53.78%的效果。实现了铜硫分离与回收及伴生元素金、银的有效回收。

西藏某次生铜矿铜铅分离试验研究

西藏某次生铜矿为铜铅混合矿石,铜矿物主要以辉铜矿形式存在,铅矿物以方铅矿形式存在。通过探索试验可知,该矿石所得精矿中铜、铅2种元素分离困难,故最终确定采用优先选铜再选铅的浮选流程,采用抑制剂YS02和YS04可实现对方铅矿的有效抑制,高选择性捕收剂BS09可获得铅品位合格的铜精矿。在磨矿细度-0.074 mm占比65%,选铜作业流程为一次粗选三次扫选,选铅作业流程为一次粗选三次扫选三次精选条件下获得铜品位24.63%、铜回收率81.05%的铜精矿,铅品位45.59%、铅回收率81.32%的铅精矿,试验指标较为理想。

福建某锌精矿铜钼综合回收试验研究

福建某锌选矿厂的锌精矿含锌47.33%、含铜1.29%、含钼0.49%,铜、钼一直未得到有效回收。针对该锌精矿,开展再磨脱药—铜钼混合浮选—铜钼分离流程试验研究,铜钼混合浮选采用一粗两扫三精—粗精矿再磨工艺流程,铜钼分离采用一粗一扫四精工艺流程。全流程闭路试验可得到含铜20.11%、含金0.78 g/t、铜回收率65.9%的铜精矿,含钼39.49%、含铼18.28 g/t、钼回收率93.0%的钼精矿,以及含锌49.53%、锌回收率99.0%的锌精矿,有效降低了锌精矿中铜、钼杂质含量,同时得到了铜精矿和钼精矿产品,实现了锌、铜、钼的高效分离。

某金矿氰化尾渣铅、铜浮选流程考察及调整

经流程考察,铜、铅浮选均出现精矿品位低、回收率低的问题,根据现场实际情况,结合各个指标数据,将铅浮选将精一尾矿与扫二精矿合并后一起返回到扫一作业,在扫选作业设置补加药剂点,增加硫化铅矿物的浮选时间;使用ZnS对铜、锌、铁进行抑制,扩大与铅的可浮性差异,提高铅精矿的品位。铜浮选作业使用复合药剂,添加抑制剂,精选尾矿与扫二精矿合并后一起返回到扫一作业,扫二作业设置补加药剂点,适量增加返回流程的中矿的质量。调整后铅精矿品位提高至21.98%,铅的回收率提高至45.28%,满足生产要求。铜浮选调整后铜精矿品位提高至10.51%,铜的回收率提高至65.19%,满足生产要求。

某矽卡岩型铜硫矿资源综合回收工艺

这是一篇矿物加工工程领域的论文。针对某矽卡岩性铜矿石嵌布粒度较细及有价元素种类多,分别为铜、硫、铁和伴生元素银的特点。比较了铜优先浮选、铜硫混合浮选-铜硫分离两种工艺对资源综合回收的影响,其中铜硫混浮-铜硫分离工艺可以实现铜、硫、银的较好回收,同时磁铁矿有一定回收价值。实验可以得到铜品位24.39%、铜回收率91.68%的铜精矿,硫品位33.10%、硫回收率61.19%的硫精矿。银在铜精矿中得到了富集,银品位185 g/t、银回收率83.21%。浮选尾矿经再磨后磁选可以增加铁精矿回收率,经过两段弱磁选可以得到铁品位56.48%,铁回收率33.84%的铁精矿,该工艺可为同类型矿石选矿提供意见参考。