某铜银多金属矿石低碱度铜硫浮选分离试验

采用江西理工大学研制的DT系列抑制剂对江西某铜银多金属矿进行了低碱度铜硫分离浮选试验研究。试验结果表明,以DT系列中的DT-2#作为铜硫分离浮选时黄铁矿的抑制剂,可在pH=8的低碱度条件下获得铜精矿、硫精矿品位分别为22.49%和33.07%,回收率分别为88.76%和62.25%的良好指标,而且银在铜精矿中的品位和回收率分别达到1391.6g/t和71.59%。

铜硫浮选分离新工艺的研究与实践

针对现场（高碱）石灰工艺存在的铜硫分离条件与有用矿物综合回收之间的矛盾，研制了新型有机抑制剂ＢＫ—Ｌ，开发出以ＢＫ－Ｌ为核心的低碱度铜硫浮选分离新工艺．小型试验及工业试验结果表明，ＢＫ—Ｌ是一种选择性强的新型铜硫分离抑制剂，在较低的石灰碱度下，可有效实现铜硫分离．新工艺较好地解决了现场生产工艺所存在的矛盾，在现场工艺条件下，铜回收率与石灰工艺相当，铜精矿含铜２６．６４％，铜精矿品位提高０．７３％，伴生金、银的回收率分别提高了１．４６％、１．１５％．新工艺具有良好的经济效益和社会效益．

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。

某含金银铜硫矿石的低碱铜硫分离与伴生金银综合回收

某含金银铜硫矿石中铜、硫、金、银品位分别为0.70%、4.76%、0.10 g/t和3.78 g/t,针对现场高碱工艺存在的伴生金银损失率高等问题,以该矿石为研究对象,采用低碱度条件下“铜快速浮选—铜尾活化选硫”的工艺流程进行了系统的浮选试验研究。闭路试验结果表明,最终可获得铜品位为24.28%、回收率为91.93%的铜精矿以及硫品位为45.54%、回收率为44.76%的硫精矿。其中61.51%的金和63.86%的银在铜精矿中获得富集,浮选指标较好,在低碱条件下原矿实现了有价金属的综合回收。

江西某铜硫矿石浮选工艺研究

江西某大型铅锌矿山在深部接替资源勘查中探获了资源量达到中型规模以上的铜硫矿石资源。为了合理开发利用该矿石资源,在矿石性质研究和探索试验基础上,采用铜硫混合浮选—铜硫分离浮选工艺对其进行了选矿试验。试验结果表明:原矿磨至-0.074 mm占75%后以石灰为pH调整剂、丁黄药为捕收剂、2号油为起泡剂进行1粗2扫混合浮选,所获混合精矿再磨至-0.038 mm占80%后以石灰为pH调整剂、LP-01为捕收剂进行1粗2精2扫抑硫浮铜分离浮选,可获得铜品位为14.22%、铜回收率为87.58%的铜精矿和硫品位为34.01%、硫回收率为80.84%的硫精矿,从而使矿石中的铜、硫得到较好的综合回收。

中亚某金矿铜硫分离药剂优化提铜试验研究

中亚某金矿石含铜0.21%、含金6.32 g/t,原生硫化铜和次生硫化铜占总铜的96.22%;暴露金和硫化物包裹金占总金的90.07%,包裹金的硫化物主要为黄铜矿。现场1粗1精1扫铜硫混浮,混合精矿磨至-38μm占90%的情况下2粗3精铜硫分离,金铜精矿铜品位仅4.72%。为了获得铜品位超过20%的金铜精矿,对混合精矿进行了铜硫分离药剂优化。结果表明,以Z-200+戊基黄药为捕收剂,采用2粗3精铜硫分离、中矿顺序返回流程处理,可获得铜品位22.39%、金品位602.61 g/t、铜回收率85.34%、金回收率63.68%的金铜精矿,及金品位13.28 g/t、金回收率36.32%的硫金精矿,与现场生产精矿相比,金铜精矿金品位由139.50 g/t提升至602.61 g/t、铜品位由4.72%提升至22.39%、Cu回收率提升了9.35个百分点;闭路试验硫金精矿氰化浸金试验金浸出率为69.49%,浸渣金品位为4.08 g/t,最终金综合回收率为88.92%,达到了理想的试验效果。

从河口铜矿石中回收铜铁硫的选矿试验

云南河口铜矿石含Cu 0.59%、S 4.57%、Fe 26.98%,属伴生硫铁的低品位硫化铜矿石,铜、硫、铁在矿石中分别主要以黄铜矿、黄铁矿、磁铁矿形式存在,但有少部分黄铜矿与黄铁矿形成固熔体。采用铜硫混合浮选—铜硫分离浮选—浮选尾矿弱磁选工艺对该矿石进行综合回收铜、硫、铁的选矿试验,得到了铜品位为18.03%、铜回收率为93.07%的铜精矿,硫品位为52.02%、硫回收率为56.34%的硫精矿和铁品位为61.90%、铁回收率为27.38%的铁精矿,从而为该矿石的合理开发利用提供了技术依据。

某含铜金银多金属硫化矿尾矿资源综合利用试验研究

对某含铜金银多金属硫化矿尾矿进行了综合利用试验研究。该尾矿主要有价元素为Cu、Au和Ag,含量分别为0.16%、0.36 g/t、62.74 g/t,主要金属矿物为黄铁矿和黄铜矿,金、银主要分布于黄铜矿中,其次分布于黄铁矿中。采用磨矿-铜硫混合浮选-铜硫分离浮选工艺回收尾矿中的有价组分,开展了磨矿细度、矿浆pH值、分散剂用量、捕收剂用量等浮选条件试验,确定了相关工艺参数,闭路试验获得了铜精矿产率0.68%,Cu品位18.96%、Au品位36.75 g/t、Ag品位5 286.37 g/t, Cu回收率80.58%、Au回收率69.42%、Ag回收率58.79%;硫精矿产率3.39%,S品位37.16%、Cu含量0.28%、Au含量2.05 g/t、Ag含量306.81 g/t, S回收率78.24%、Cu回收率5.93%、Au回收率19.30%、Ag回收率17.01%;实现了堆存尾矿中Cu、Au、Ag、S等有价元素的高效综合利用。

浮选中矿选择性分级再磨浮选机理研究

安徽某铜矿随着井下的开拓延伸,铜品位有所下降,目前铜平均品位为0.62%左右,采用现场常用浮选药剂按铜硫混合浮选-铜硫分离、中矿循序返回流程试验,得到铜精矿品位21.47%、铜回收率85.52%的技术指标。采用中矿选择性分级再磨闭路大循环新工艺进行选矿试验,在铜精矿品位不低于现场指标的前提下,回收率提高到90.00%左右。综合应用Zeta电位分析与XRD测试手段,对中矿选择性分级再磨闭路大循环新工艺的机理进行研究并分析。试验结果表明,中矿选择性分级再磨闭路浮选工艺可以不断循序渐进地对有用矿物进行磨矿、分级、浮选,形成磨浮大循环,同时在闭路循环过程中改变原矿的表面性质,增大有用矿物的可浮性。

北衙多金属硫化矿金选厂改扩建方案研究

为了适应北衙金矿万硐山矿段深部开采矿石的性质变化,北衙公司原有4000 t/d氧化矿金选厂需改建为多金属硫化矿金选厂。因综合回收元素多、流程结构复杂、浸出粒度要求细、环保要求高、现场地形条件复杂等特点,造成了现场诸多工程化难题。本文通过对该多金属硫化矿的原矿性质、试验推荐流程的分析,结合原有选厂的工艺流程、现场配置情况以及环保方面的相关要求,对试验推荐流程进行了优化,最终提出了技术可行、经济合理的设计流程以及易于工程化的改造方案,供建设单位及类似选厂参考。

湖北某铜矿选厂工艺技术改造

通过对湖北某铜矿矿选厂工艺技术改造,使处理能力达到设计水平,生产指标良好,取得很好的社会效益和经济效益。

国外某含铜金矿石选矿工艺优化与生产实践

国外某含铜硫化金矿石采用硫(金)浮选—金精矿氰浸—活性炭吸附工艺回收金。由于金精矿中含铜高达1.15%,氰化浸金时,铜矿物不仅影响金的氰化浸出(氰化物对金的选择性不及对铜的选择性),而且铜矿物的浸出大量消耗氰化物,造成氰化物消耗量大;浸出液含铜高,炭吸附金时产生高铜炭,炭浸尾渣除氰漂白粉耗量高;且后续金冶金环节,高铜炭解吸和精炼时间长、成本高,活性炭再生难度大,炭吸附能力下降。为解决因金精矿含铜高所带来的一系列问题,在对金铜混浮—精矿再磨—铜硫(金)分离工艺流程进行试验研究的基础上,完成了现场工艺改造。生产实践证明,采用该工艺处理现场矿石,可取得金品位为13.09 g/t、含铜0.07%、金回收率为35.00%的金精矿和铜品位为14.00%、含金203.69 g/t、金回收率为60.00%、铜回收率为92.00%的铜精矿。工艺改造后,氰化物等药剂用量及生产成本大大降低,金回收率明显提高,并产出了铜精矿,企业获得了显著的经济效益。

新疆某低品位钼矿石高效利用选矿试验

新疆某低品位钼矿石钼品位仅0.076%。矿石中除钼外,还伴生含量为0.033%的铜和含量为1.232%的硫。虽然钼、铜、硫主要以辉铜矿、黄铜矿、黄铁矿形式存在,但它们共生关系密切,分离困难。根据矿石性质开展综合回收钼、铜、硫的选矿试验,首先将原矿粗磨至-0.074 mm占85%后进行钼铜硫的混合浮选,然后将钼铜硫混合精矿细磨至-0.043 mm占95%后进行钼铜与硫的分离浮选,最后对钼铜混合精矿进行钼与铜的分离浮选,并在钼铜硫混合浮选过程中使用新型捕收剂GZW101和新型抑制剂GTS、在钼铜分离浮选过程中使用新型抑制剂GLN,最终获得了钼品位为47.03%、钼回收率为73.20%的钼精矿以及铜品位为14.89%、铜回收率为77.26%的铜精矿和硫品位为54.26%、硫回收率为88.94%的硫精矿,从而为该矿石的高效利用提供了依据。