用新型抑制剂Yn对某难选铜锌矿石抑锌浮铜

广西某待开发难选铜锌矿石将来拟采用铜锌依次浮选工艺流程进行选别。由于矿石中一部分锌矿物与铜矿物可浮性相近,为了能取得较好的优先浮铜效果,采用一种新型小分子有机抑制剂Yn与酯类捕收剂Z-200配合进行了抑锌浮铜试验,获得了铜品位为23.15%、铜回收率为78.24%、锌含量为5.61%的铜精矿,与采用ZnSO4+Na2SO3为抑制剂相比,铜精矿铜品位和铜回收率分别提高4.59和8.83个百分点、锌含量降低2.61个百分点。

含铜金精矿氰化提金和氰渣浮铜试验研究与生产实践

河台金矿浮选金精矿含铜 3 %～ 6%,为了就地产金 ,就金精矿中铜对氰化金浸出率与氰化钠耗量的影响进行了选矿试验研究。研究证明 ,金精矿中铜对金浸出率的影响很大 ,如何采取措施降低铜对氰化浸金的影响 ,减少氰化钠的消耗 ,是提高金浸出率的关键。由于氰渣中含铜量达 3 %以上 ,有必要进行回收。经过试验研究和生产实践 ,采用添加剂A来降低铜对氰化的影响 ,是提高氰化金浸出率、降低氰渣品位和氰化钠消耗的重要途径 ;同时采用药剂B、C、D回收氰渣中的铜 。

提高浸渣浮铜回收率的探索与实践

本文对河台金矿金精矿氰化浸渣浮选回收铜的工艺研究和改造过程及影响浮铜回收率的原因进行了探讨和研究分析。

浮选柱异步优先部分快速浮铜的工艺研究与实践

阿舍勒铜矿为黄铁矿型铜、锌多金属矿床,矿石结构复杂,类型较多,金属矿物嵌布粒度细,部分粗粒嵌布,硫化矿物可浮性差异小,铜锌矿物与黄铁矿嵌布关系极为密切,铜锌矿物之间除少量致密共生外,大部分嵌布关系不密切。为进一步完善选矿生产过程,达到稳步提高选矿技术指标的目的,在总结以往生产调试和试验研究的基础上,综合借鉴混合浮选与优先浮选的试验研究成果,结合现场生产实际,采取旋流静态微泡浮选柱"异步分选,强化回收"的工艺进行技术改造,铜选矿技术指标得到明显提高,新增产值约2.53亿元,经济效益十分显著。

浮铜铅降锌提高锌回收率的实践

针对荡坪钨业有限公司宝山选厂铜铅锌硫浮选的药剂制度存在的问题,提出改进药剂制度,用Na2S+ZnSO4替代Na2SO3+ZnSO4抑制锌硫,同时,用乙黄药和丁铵黑药混合用药替代单一丁铵黑药捕收铜、铅。药剂制度改进后与改进前相比,锌精矿的回收率提高了2个百分点,同时确保了锌精矿质量,取得了较好的经济效益。

铋在双旋浮铜冶炼过程中的分布及回收

介绍铋在双旋浮铜冶炼过程中火法工序、电解工序和稀贵工序中的分布。结果表明,双旋浮铜冶炼工艺中铋最终主要流入铅铋阳极泥中,其次进入炉渣、黑铜板/粉中。同时针对铋富集于铅铋阳极泥中的情况,详细介绍了从铅铋阳极泥中回收铋的工艺过程。

旋浮铜冶炼厂制氧工艺选择与能源调度

从熔炼整个系统及辅助制氧工序配置出发,结合祥光铜业旋浮炉3年来的生产实践,对分多期建设的旋浮铜冶炼厂空分配置工艺得出了较优结论,并通过能源调度系统的生产优化调度,大大降低了铜冶炼能耗。

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。

超重力强化分离回收铜浮渣中铅与铜

粗铅精炼除铜过程会产生大量铜浮渣,其中含有铅、铜等多种金属资源。基于铜浮渣中金属资源的高效回收,本研究提出了一种超重力强化分离铜浮渣中铅与铜的新方法。系统研究了超重力条件下,温度、重力系数及时间对铅-铜分离的影响规律,研究发现:在介于铅、铜熔点之间的温度下,利用超重力场强化可实现铜浮渣中金属铅液与铜合金颗粒的液-固分离。在T=700~750℃、G=450~600条件下,仅需180~240 s即可实现铜浮渣中金属铅液与铜合金的高效分离。分离得到的金属铅中Pb的纯度达到99.09%~99.17%、Pb的回收率达到98.02%~98.18%,分离得到的铜合金中Cu的回收率达到99.79%~99.87%。本研究为热态铜浮渣中铅、铜等金属资源的高效回收提供一种新思路。

新疆某低铜辉钼矿浮选试验研究

新疆某辉钼矿含钼0.12%、铜0.009%,针对矿石中有微量的黄铜矿与辉钼矿连生的性质,为降低钼精矿含铜量,提高钼精矿品位与回收率,采用铜钼混选-粗精矿再磨-抑铜浮钼工艺流程进行了试验研究。结果表明:在试验获得的工艺参数下,得到的钼精矿钼品位49.55%、钼回收率82.41%;铜粗精矿含铜0.25%、金2.45 g/t,铜、金回收率分别为89.85%和63.12%;原矿中0.14 g/t的金主要富集在铜粗精矿中。试验有效回收钼的同时,实现了对铜、金的综合回收。

基于能质流平衡与数值仿真的浮渣转炉热工诊断与节能分析

通过对铜浮渣转炉进行热工综合测试,获取了转炉关键位置的温度、压力、烟气组分等炉况参数,分析了转炉能量利用状况和能质流路径。通过数值模拟技术,基于热工测试数据,模拟了炉膛内天然气的富氧燃烧过程。结果表明,铜浮渣转炉的热效率为19.96%,转炉漏风量过大、壁面散热量过大是转炉热效率较低的主要原因。此外,转炉粒煤用量在反应热理论计算中过量较多。根据热工诊断结果,提出的节能优化建议为:调整粒煤用量,达成最优配料;采取保温措施,减少表面散热;增强转炉密闭性,减少漏风量;调整烧嘴布置方式,强化烟气与熔体换热。

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。

某铜锌锡矿浮选流程的优化及对锡重选的影响

针对某大型铜锌锡矿硫化矿浮选作业存在的问题开展浮选流程的优化研究.在工艺矿物学分析的基础上,结合现场生产浮硫尾矿硫砷含量超标致使锡精矿有害杂质过高的现状,确定了磁选除铁—优先浮铜—锌硫砷混浮—锌与硫砷分离的工艺.在确定工艺流程过程中对磨矿细度、浮选药剂制度进一步优化.优化后的浮选流程在原矿含Cu 0.06%、Zn 0.36%的条件下,得到了含Cu16.37%、Zn 7.92%,铜回收率为68.302%的铜精矿以及含Zn 44.44%,锌回收率76.368%的锌精矿,实现了对极低品位的伴生金属的回收.而且优化后的硫化矿浮选流程对硫砷脱除效果更佳,有利于后续锡石重选效率的提高.

某铜锌矿石铜锌分离浮选工艺研究

国内某铜锌多金属硫化矿中次生硫化铜含量较高,有用矿物嵌布粒度细微、嵌布关系复杂。试验采用磨矿—铜锌混合浮选—混合粗精矿再磨—铜锌分离流程对该矿石中的铜、锌矿物进行了选矿工艺技术条件研究。用试验确定的闭路流程处理该矿石,获得了铜品位为22.72%、铜回收率为82.26%的铜精矿,锌品位为57.63%、锌回收率为62.92%的锌精矿;尾矿中黄铁矿的回收研究将留待后续进行。

某复杂多金属矿浮选回收铜银的研究

某复杂多金属矿含有铜、银、铅、锌等多种有用组分,具有较高经济价值。为综合回收有用金属,采用优先浮选工艺,先混合浮选铜铅,再抑铅浮铜,银随铜进入铜精矿产品。原矿含铜0.58%,含银163.82 g/t,最终获得铜精矿含铜17.05%、铜回收率为77.62%,含银5 623.6 g/t,银回收率90.25%,有效实现了铜及银的回收。

含易浮云母的复杂铜铅锌矿分离试验研究

某铜铅锌矿属高硫复杂难选多金属硫化矿,铜铅锌矿物之间嵌镶关系极其复杂,原矿中云母和硫含量高,可浮性好,严重干扰铜铅锌矿物的浮选,尤其对铜铅锌精矿的质量影响很大,增加了该铜铅锌矿石的选矿难度。采用优先浮铜—铜精矿脱云母—铅锌硫混浮—铅锌与硫分离的浮选工艺,在铜与铅锌分离的同时消除云母对浮选的影响。当原矿含铜0.63%、铅2.44%、锌2.95%时,获得的铜精矿含铜21.24%、含铅6.08%、含锌4.08%,铜回收率为76.20%;铅锌精矿含铅18.38%、含锌23.32%,铅、锌回收率分别为85.07%、89.32%。

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。

贵州某铜锌矿石浮选试验

为给贵州某铜锌矿石资源提供开发利用依据,在对矿石进行工艺矿物学研究基础上,采用优先浮铜再浮锌的流程进行了铜锌选矿试验。结果表明,铜品位为1.75%,锌品位为1.54%的矿石,采用1粗2精1扫闭路流程选铜、1粗1精1扫闭路流程选锌,最终获得的铜精矿铜品位为21.42%、铜回收率为89.13%,锌精矿锌品位为41.70%、锌回收率为72.15%。

氢氧化钠替代重铬酸盐浮选分离俄罗斯某铜铅混合精矿

俄罗斯克孜尔—喀什特克铜铅锌多金属矿选矿厂的铜铅混合精矿以重铬酸盐为铅矿物抑制剂浮选分离铜、铅,铜、铅精矿质量指标均不理想。为解决现场分离指标不理想,且重铬酸盐对环境危害较大的问题,以氢氧化钠为铅矿物抑制剂进行了铜铅分离试验,并据此进行了现场工艺优化与生产实践。结果表明:(1)以氢氧化钠为铅矿物抑制剂,采用1粗2精2扫流程抑铅浮铜,获得了铜品位为22.41%、含金11.75 g/t、含银667.10 g/t、含铅3.67%、铜回收率为85.23%、金回收率为96.68%、银回收率为46.13%的铜精矿,铅品位为50.14%、含银656.97 g/t、含金0.34 g/t、含铜3.28%、铅回收率为94.18%、银回收率为53.87%的铅精矿。(2)工艺优化后的现场铜精矿铜品位和铜回收率分别达21.85%和83.61%,较改造前分别提高了4.04、9.23个百分点;铅精矿铅品位和铅回收率分别达52.44%和94.27%,较改造前分别提高了2.31、6.71个百分点。(3)现场改造不仅使精矿指标显著改善,而且药剂品种及用量大大降低,吨原矿药剂费用由改造前的9.39元降至7.16元,每吨矿石药剂费用降低2.23元,每年可节省药剂成本约300万元,经济和社会效益显著。

攀西某铜镍混合精矿浮选分离试验

攀西某铜镍矿选矿厂的铜镍混合精矿铜、镍品位分别为3.60%和7.91%,铜镍主要以硫化物形式存在,铜镍矿物嵌布关系密切、嵌布粒度微细,浮选分离难度较大。为高效分离该铜镍混合精矿,在再磨、脱药的基础上进行了抑镍浮铜试验。结果表明,试样加活性炭和硫化钠磨矿后(磨矿细度为-0.026 mm占76%)浓缩脱药,采用1粗3精2扫、中矿顺序返回流程处理,可获得铜品位为28.88%、含镍0.78%、铜回收率为84.55%的铜精矿和镍品位为8.75%、含铜0.62%、镍回收率为98.96%的镍精矿,较好地实现了铜镍混合精矿的分离。