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。

锡精炼过程加硫除铜试验

针对锡精炼过程加硫除铜工艺,系统考察加硫量、加热温度和不同形态硫磺对锡铜分离的影响。研究结果表明,片状硫磺加硫量1∶1.2、加热温度300℃时,锡铜分离效果达到最佳,残余锡中的铜含量降低到了0.007%,锡铜分离率和锡直收率分别达到了99.18%、99.52%。该工艺可以有效除去粗锡中的杂质铜,具有操作简单、成本低及效率高的优点。

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。

硫化铜矿快速-分支浮选新工艺探索

以云南思茅大平掌铜矿为研究对象,针对铜硫浮选分离工艺中存在药耗大、能耗高和浮选指标不理想等问题,采用分支浮选的方法浮选该铜矿。在对该矿工艺矿物学分析的基础上,对比研究了单支浮选和分支浮选工艺的浮选效果,并重点研究了快速-分支浮选联合工艺处理该矿的浮选效果。结果表明,目的矿物黄铜矿嵌布粒度较粗且与黄铁矿致密共生、连生。磨矿细度为-0.074 mm含量占比为70%时,大部分黄铜矿物得以单体解离,满足铜矿石选别工艺要求。分支浮选流程可有效提高精矿品位,技术优势明显,其中“快速-分支”联合浮选新工艺的技术指标最优,实现了大平掌硫化铜矿的高效回收和“增质降耗”。与常规单支浮选工艺指标相比,“快速-分支”浮选新工艺在保证铜回收率稳定的情况下可显著降低复合黄药和起泡剂DEP的用量,二者用量分别减少12%和31%左右,此时铜品位却有1.45个百分点的提升。在贵金属综合回收方面,新工艺对金银的回收同样存在明显的提升效果,金和银品位分别提高0.18和9.40个百分点,回收率分别提高3.01和13.97个百分点。

低碱条件下新型抑制剂实现铜硫高效分离的试验研究

针对铜硫浮选分离过程中大量添加石灰引起的管道堵塞、矿浆环境差等问题,开发了一种新型黄铁矿抑制剂BY,应用于缅甸某硫化铜矿浮选试验并获得了良好的指标。该矿石含铜1.4%、硫8.95%,主要含铜矿物为黄铜矿,含硫矿物为黄铁矿和磁黄铁矿。采用抑制剂BY通过一粗两精一扫的浮选工艺流程,获得的铜精矿Cu品位为25.13%、回收率为93.47%,S品位为33.97%、回收率为19.93%。与石灰相比,精矿中铜品位和回收率分别提高了0.99和0.16个百分点,硫品位和回收率分别降低了1.01和2.14个百分点,闭路试验粗选pH值可由12降低至9.7,可实现低碱环境中铜硫的高效分离。

从铁矾渣侧吹熔炼—烟化法烟灰中回收锌镉及其净化除杂

研究了采用酸性浸出—硫化除杂法从铁矾渣侧吹熔炼—烟化法产出的烟灰中回收锌、镉,并选择性除去浸出液中的铜,产物用以制备镉掺杂硫化锌;在热力学分析基础上,探明了硫酸体系下锌浸出率影响因素及其浸出动力学;通过正交试验明确了各参数对硫化钠选择性除杂的影响。结果表明:烟灰中锌主要以氧化锌形式存在,其浸出过程符合混合控制,表观活化能为73.70 kJ/mol;在最佳条件下,锌浸出率达98.99%。以Na_(2)S用量为理论添加量的3.2倍,控制体系pH=2.0,铜去除率可达95.97%,同时有效保留锌、镉,实现了铜与锌、镉的选择性分离。

铜硫浮选分离技术与药剂研究进展

硫化铜矿的选别工艺以浮选为主,黄铜矿与黄铁矿可浮性相似是二者难以分离的根本原因。总结了硫化铜矿浮选分离技术的研究现状,介绍了优先浮铜工艺、铜硫混浮-再磨-铜硫分离工艺、分支串流浮选工艺、等可浮工艺和部分优先-混合浮选工艺的特点,综述了硫化铜矿捕收剂和黄铁矿抑制剂的分类及优缺点,并展望了铜硫浮选分离技术与药剂的发展方向。

内蒙古某铜矿低碱度铜硫分离浮选试验研究

内蒙古某铜矿选矿厂目前使用铜快速浮选+铜硫混合浮选—分离流程,石灰高碱工艺回收铜和硫,铜、硫回收率低。使用BK506替代石灰作硫铁矿抑制剂、BK305作铜捕收剂,在矿浆pH值9.9(原高碱工艺矿浆pH值为12)的条件下进行低碱度铜硫分离试验。结果表明,低碱工艺指标优于高碱工艺指标,采用低碱工艺闭路试验可获得铜精矿品位22.59%、回收率84.17%的铜精矿和硫精矿品位41.03%、回收率80.78%的硫精矿,铜硫分离效果好。与高碱工艺相比较,低碱工艺铜精矿回收率可提高0.91个百分点;硫精矿回收率可提高2.96个百分点,同时降低了石灰用量,取消了硫浮选前的加硫酸活化作业,工业应用前景较好。

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。

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。

内蒙古某低铜高硫铜矿石的新型抑制剂低碱度铜硫分离试验

内蒙古某低铜高硫铜矿石中的铜矿物主要为黄铜矿,其他金属矿物主要为磁黄铁矿和黄铁矿,脉石矿物主要有石英、云母、绿泥石等;矿石中的黄铜矿与黄铁矿、磁黄铁矿嵌布关系密切,现场所采用的以石灰为抑制剂的高碱度铜硫浮选分离工艺,存在矿浆槽和管道结垢严重、影响工业生产的稳定性、环保压力大等问题。为解决生产中存在的这些问题,以新型硫铁矿抑制剂YA为核心药剂进行了抑硫浮铜试验。结果表明,试样在磨矿细度为-0.074 mm65%的情况下,采用1粗2扫3精、中矿顺序返回工艺流程进行了闭路试验,获得了Cu品位19.53%、Cu回收率为90.43%的铜精矿,尾矿Cu品位低至0.038%,取得了理想的低碱度铜硫分离效果,可作为现场优化改造的依据。

艾萨磨在某高硫铜锌混合粗精矿铜锌分离中的应用

某高硫铜锌混合粗精矿在铜锌分离过程中难以获得铜品位18%以上的铜精矿,为解决铜精矿品位偏低的问题,进行了艾萨磨再磨工艺与现场球磨+水力旋流器再磨分级工艺对比试验研究。试验结果表明:采用艾萨磨工艺,铜锌分离作业可获得铜品位20.52%、锌含量2.38%、铜回收率89.32%的铜精矿,与现场球磨再磨工艺相比,铜精矿品位提高了2.82个百分点,锌含量降低了1.17个百分点,铜回收率提高了3.98个百分点。

陶瓷球联合塔磨机在安徽龙桥矿业铜硫分离工艺中的应用

为了进一步降低龙桥矿业公司选矿厂浮选生产成本,改善精矿过磨,提高浮选指标,针对选矿厂铜硫分离粗精矿再磨机能耗高、精矿过磨严重的现状,采用新型低耗的塔磨机替代原溢流型球磨机,并使用纳米复合陶瓷球作为磨矿介质。工业应用实践表明:采用塔磨机和陶瓷球磨矿,铜作业回收率提高了2.15个百分点,在进一步降低能耗的同时,改善了精矿过磨程度,提高了浮选工艺指标,每年可产生综合经济效益96.8万元。

复杂嵌布高硫铜矿分选系统优化研究

本文以安徽某高硫铜矿为研究对象,以现场生产过程问题为导向,基于试样的矿石性质基础,经过系统条件优化对比试验,获得了具比较优势的铜优先浮选-中矿再磨再选工艺。试验结果表明,相对于铜优先浮选-中矿顺序返回工艺,铜优先浮选-中矿再磨再选工艺可有效降低分选过程中中矿的循环累积,强化铜粗选分选效率,减弱易浮易泥化脉石影响,提高金属回收率及精矿品质等;在实验室条件下,相对于中矿顺序返回工艺,以中矿再磨再选工艺处理试样1和试样2时,过程循环中矿铜金属累积量分别降低3%、11%,总铜回收率分别提高了0.6%、0.2%,对于试样1表现出铜粗选作业回收率提高5%以上,试样2表现出选铜精矿铜含量提高3.6%以上。本研究为复杂嵌布高硫铜矿资源的高效分选提供参考。

某铜锌多金属硫化矿石选矿工艺试验研究

某铜锌多金属硫化矿石含铜0.38%、锌1.69%、硫12.48%,铜、锌、硫为主要有价回收元素。为实现铜、锌、硫的有效分离回收,开展了选矿工艺流程及药剂制度试验研究。结果表明:采用铜锌硫顺序优先浮选工艺,即优先选铜、再选锌、最后选硫工艺,在Z-200作为选铜捕收剂,硫酸锌和亚硫酸钠组合作为锌抑制剂,石灰作为硫抑制剂,乙基黄药和丁基黄药作为选锌捕收剂的条件下,闭路试验获得了铜精矿铜品位21.95%、铜回收率80.52%,锌精矿锌品位45.29%、锌回收率83.22%,硫精矿硫品位49.79%、硫回收率85.02%的试验指标。

云南大平掌铜矿分支串流浮选工艺试验研究

大平掌铜矿V2矿体低贫铜矿石出矿量逐年增加,企业生产运营成本有增无减。为优化铜浮选指标、增加企业效益,采用分支串流浮选工艺对大平掌硫化铜矿进行试验研究。试验结果表明,新工艺可将入选矿石铜品位从0.51%提高至0.91%,最终获得铜品位23.67%、回收率92.06%的铜精矿,其指标比常规浮选工艺分别高0.84和0.05百分点,且捕收剂总用量降低了1/4,总精选次数减少2次。分支串流浮选工艺提高了入选铜品位,优化了浮选内部流程结构和药剂制度,减少了药剂用量和精选设备,节能增效明显。

基于MLA分析的某铜矿石选矿工艺初步研究

采用自动矿物参数分析系统(MLA)分析了某矽卡岩型铜矿矿物组成、嵌布关系,测定了不同磨矿细度下原矿及混合精矿产品的粒度分布特征及解离度特征,并根据该结果对该矿石进行了选矿工艺初步研究,确定选矿流程为:磨矿、铜硫混合浮选、粗精矿再磨、铜硫分离浮选。结果表明,在磨矿细度-74μm粒级占70%、再磨细度-20μm粒级占75%条件下,可以得到铜品位20.88%、铜回收率70.42%、银品位183.9 g/t、银回收率76.78%的铜精矿和硫品位32.65%、硫回收率91.47%的硫精矿。

低碱度铜硫矿浮选生产实践研究

安徽铜冠(庐江)矿业有限公司矿石为复杂含金铜硫矿石,含有铜、金和硫等多种有用金属元素,原设计铜硫矿浮选工艺使用石灰作为黄铁矿的抑制剂,在粗选和精选作业加入大量石灰,形成高碱度矿浆环境,实现铜硫分离,通过一年的生产实践证明,该工艺药剂消耗大,浮选指标差,且金回收率较低,综合生产成本高。针对此问题,通过对该铜硫矿石进行工艺矿物学研究,根据该矿石特点,以及金元素的赋存状态进行分析;通过小型试验、工业试验等实践探索,改变原本的工艺流程,采用低碱度铜硫混合浮选原则工艺流程,将粗选、扫选作业改为低碱度浮选,pH值维持在7~9,精选仍然保持高碱度实现铜硫分离。通过三年实践,实施局部低碱度浮选,取得了较好的经济效益和社会效益,铜回收率提高2%以上,金回收率提高9%以上,白银回收率提高了7%以上;同时,采用低碱度浮选也节省了石灰用量,减少了管道堵塞频次,稳定生产流程。

Mirador铜矿低碱度铜硫分离试验研究

为解决Mirador铜矿尾矿外排水pH值较高的技术难题,在工艺矿物学研究的基础上,以ML-1和石灰作为铜、硫分离作业的组合抑制剂进行了试验研究。试验结果表明:在pH值11.0的条件下,当ML-1用量为200 g/t时,实现了铜硫分离,闭路试验获得的铜精矿含铜26.52%、铜回收率89.01%,闭路试验结果为Mirador铜矿低碱度铜、硫分离提供了技术依据。

湖北某铜硫钨多金属矿选矿试验研究

湖北某铜硫钨多金属矿在铜硫混合浮选-铜硫分离-白钨浮选-常温解析精选的工艺流程中,铜精矿品位为15.72%.回收率为84.97%;硫精矿品位为42.59%.回收率为69.69%;白钨浮选钨精矿品位为46.15%.总回收率为76.45%的优良指标。