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%。

云南某细粒铜钼混合精矿分离工艺优化及工业应用

云南某细粒硫化铜钼混合精矿中主要有价金属元素为铜和钼,矿石中主要矿物为黄铜矿和辉钼矿,脉石矿物主要是石英和云母,铜、钼矿物嵌布粒度较细,与脉石矿物复杂共生。针对混合精矿分离难度大、分离指标较差、药剂单耗用量大、药剂成本高的现状,结合混合精矿含钼品位的上升,在工艺矿物学研究基础上,开展了选矿试验研究。通过对原有工艺及药剂制度进行优化试验,研制了新型铜钼分离药剂D117和D118,其中D117为铜抑制剂,D118为调整剂。在原矿铜品位20.75%、钼品位0.47%的条件下,采用“抑铜浮钼”、一次粗选、四次精选、一次扫选浮选工艺,获得钼品位45.15%、铜品位1.03%、钼作业回收率85.65%的钼精矿及含钼0.069%、铜品位20.92%、铜作业回收率99.96%的铜精矿,取得了良好的实验室选别指标。将研究成果应用于工业生产后,浮选浓度由18%提升至33%,系统台效由17.4 t/h提高至25.9 t/h,钼作业回收率由66.11%提升至80.55%,年产钼金属由286 t提高至710 t。同时,D117、D118新型小分子药剂的使用取消了水玻璃的添加,并大幅降低了硫化钠用量,硫化钠粗选用量由设计之初125000 g/t降至6000 g/t,降幅达95.20%。通过药剂制度的持续优化,进一步压缩了硫化钠用量,硫化钠单耗由13.4 kg/t降至7.53 kg/t,D117单耗由6.18 kg/t降至3.98 kg/t,在药剂成本大幅度降低的前提下,实现了铜钼分离系统处理量及生产指标的双提升。

云南某低品位铅锌硫化矿选矿试验研究

云南某低品位硫化铅锌矿含Pb0.42%、Zn0.39%,矿物组成较复杂,含有方铅矿、白铅矿、闪锌矿、氧化锌矿等多种矿物。采用铅锌混合浮选抛尾—铅锌分离选矿流程回收利用该铅锌矿。结果表明,采用该处理工艺可获得Pb品位70.34%、Pb回收率84.06%的铅精矿,Zn品位45.74%、Zn回收率80.65%的锌精矿。

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。

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。

铜铅混合精矿硫酸预氧化-浮选分离参数优化试验研究

方铅矿与黄铜矿的分离一直是选矿领域的难点,使用硫酸预氧化可选择性抑制方铅矿表面可浮性,使得两种矿物可浮性产生差异,实现浮选分离。针对铜铅混合精矿硫酸预氧化-浮选分离工艺进行了系统的参数优化。首先,利用单因素试验,分析了预氧化硫酸浓度、温度、时间等关键因素对铜铅混合精矿浮选分离效果的影响;其次,利用正交试验分析,建立了预氧化过程中各影响因素与浮选指标之间的数学模型;通过模型求解,得到最佳预氧化条件为硫酸浓度5 mol/L、时间40 min、温度100℃。最后在上述条件下进行了混合精矿预氧化-浮选闭路试验,获得了铜精矿Cu品位18.03%,Cu回收率94.52%;铅精矿Pb品位47.12%,Pb回收率为91.29%的良好指标,铜铅分离效果显著,对铜铅硫化混合精矿的浮选高效分离提供了一定的借鉴。

中亚某难选含铜金矿选冶试验研究

采用“浮选—浮选精矿销售—浮选尾矿直接炭浆法氰化浸出”工艺综合回收中亚某矿山过渡带难选含铜金矿中的金和铜。矿石含金3.52g/t、银11.20g/t、铜0.54%、砷0.40%、硫1.54%,其中氧化铜含量为0.22%,占总铜含量的40.74%,金、铜嵌布粒度微细,嵌布关系复杂,属于复杂难选含氧化铜金矿。针对矿石特点,通过引进氧化铜矿石的捕收药剂体系,增加精选级数,按照便于现场技改的硫化铜、氧化铜混合浮选工艺进行金铜浮选回收,对铜浮选尾矿进行直接炭浆法氰化浸出回收金,最终可获得产率3.92%,含金48.50g/t、含铜8.45%的浮选精矿,可直接销售;浮选尾矿含铜0.21%,可氰化铜含量为0.12%,将其直接炭浸消耗氰化钠3.1kg/t,金浸出率达到74.71%;浮选+浸出金综合回收率为88.26%,铜回收率为62.16%。与现场“浮选—浮选精矿销售—浮选尾矿氨氰法抑铜浸金—氨氰尾浆炭浸”工艺相比,浮选精矿产率接近,精矿金铜品位更优,金综合回收率提高了6.02个百分点,铜回收率提高了9.24个百分点。研究结果可作为现场技改依据。

难选高硫低品位硫化铅锌矿分选工艺研究与探讨

某难选高硫低品位硫化铅锌矿石,主要有价元素Pb、Zn、Fe和S含量分别为2.45%、2.76%、26.76%和30.63%,主要赋存矿物分别是方铅矿、铁闪锌矿和黄铁矿,含量分别为2.97%、4.76%和54.65%;矿石中方铅矿和铁闪锌矿含量较低,而黄铁矿含量超过55%,有用矿物含量差异极大;有用矿物间关系密切,存在相互共生和相互包裹,属于难选硫化铅锌矿石。为确定合理工艺流程,进行了全优先浮选、铅硫部分混合浮选及等可浮选等方案的对比试验研究。结果表明,全优先浮选得到的铅精矿Pb品位和锌精矿Zn品位均很低,通过该流程很难得到合格的铅精矿和锌精矿,主要原因为大量黄铁矿难以有效抑制,同时添加大量石灰调整pH对矿浆环境产生不利影响;铅硫部分混合浮选得到的铅精矿Pb品位偏低,但Zn回收率偏低,造成该问题主要原因为部分铁闪锌矿与黄铁矿存在连生未解离,同时大量铅硫混合精矿经再磨后黄铁矿难抑制;而等可浮选即铅硫等可浮+铅硫分离-锌硫等可浮+锌硫分离工艺流程可得到铅精矿Pb品位60.41%、Pb回收率82.38%,锌精矿Zn品位48.75%、Zn回收率81.59%的良好指标,该流程对大量黄铁矿进行了分段分选,为铅硫分离和锌硫分离提供便利条件。因此,针对该高硫低品位硫化铅锌矿石,等可浮流程稳定可靠且对矿石适应性强,可为选厂设计确定最终流程提供研究方向,并为同类型矿石开发利用提供理论借鉴。

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。

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。

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。

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。

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。

云南某低品位斑岩型铜矿工艺优化研究及应用

针对某斑岩型铜矿矿石贫化及泥化加重,分选指标呈下降趋势的问题,选取有代表性的矿样配成年度综合样,结合新型捕收剂进行工艺调整及药剂优化试验研究。采用优化后的工艺及药剂制度可获得含Cu 21.95%,含Mo 0.448%,Au 4.11 g/t,Ag 58.20 g/t的混合精矿产品,铜、钼、金和银的回收率分别为88.31%、87.43%、68.64%和59.53%,工业试验累计铜回收率指标相比优化前提高1.78个百分点。

铜铅锌多金属矿矿物学特征及浮选工艺研究

铜锌矿是我国重要矿产资源,有着很高的开发价值,也为众多行业提供了原材料供应。为提升铜锌矿资源的高效利用,选择了多种分析方法,开展了较为全面的工艺矿物学研究,并且对浮选工艺探究。结合试验结果可知,选择的样品产生一定氧化,尤其是铜氧化程度较高。在该矿山资源中,其矿物种类丰富,拥有多种具有回收价值的金属矿。基于这些研究后,能够明确铜锌矿的矿物学特征,也提出了符合要求的浮选工艺,为铜锌矿资源开发利用提供参考价值。

安徽某难选铜铅锌多金属硫化矿选矿工艺试验研究

安徽某铜铅锌多金属硫化矿属复杂难选多金属硫化矿,铜铅锌矿物嵌布关系复杂,各矿物之间致密共生,粒度极为不均,综合回收难度大。为提高资源整体综合利用率,针对该矿石性质以Z-200为铜捕收剂,25^(#)黑药为铅捕收剂,丁基黄药为锌硫捕收剂,采用铜铅锌硫依次优先浮选工艺流程,在原矿含铜0.58%、铅0.57%、锌2.50%、硫5.39%的条件下,获得了铜精矿Cu品位18.83%、回收率76.33%,铅精矿Pb品位45.83%、回收率68.58%,锌精矿Zn品位50.25%、回收率87.44%,硫精矿S含量40.89%、回收率44.64%的实验室指标。研究结果为下一步工业化生产提供了指导依据。

某铜铅锌多金属硫化矿电位调控浮选试验研究

某铜铅锌多金属硫化矿铜铅矿物嵌布粒度微细,分离难度大,锌矿物以铁闪锌矿为主,现场仅生产铅精矿和锌精矿且选别指标差。为此,针对矿石性质,采用铜铅混浮—铜铅分离—混浮尾矿抑硫浮锌电位调控浮选工艺,通过控制矿浆电位,混浮粗精矿再磨,选择高效捕收剂、活化剂、抑制剂等措施,使铜铅矿物与锌硫矿物、铜矿物与铅矿物、铁闪锌矿与磁黄铁矿得到了较好的分选。闭路试验获得含铜18.13%、铜回收率55.41%的铜精矿,含铅50.20%、铅回收率83.29%的铅精矿和含锌49.75%、锌回收率86.17%的锌精矿,与现场相比,不仅回收了铜矿物,而且铅、锌精矿质量与回收率都得到了大幅度提高。

云南某铅锌多金属矿选矿试验研究

在对云南某铅锌多金属矿进行简单工艺矿物学研究的基础上,按拟定的铜铅混浮—铜铅分离—锌硫混浮—锌硫分离原则流程进行了磨矿细度、药剂种类及用量条件试验,采用1粗1扫2精混浮铜铅、1粗1扫2精铜铅分离、1粗1扫2精混浮锌硫、1粗1扫2精锌硫分离、中矿顺序返回的闭路试验流程处理该矿样,获得了铅品位45.26%、回收率81.33%的铅精矿,锌品位45.97%、回收率88.29%的锌精矿,分选指标理想,但综合回收产品铜精矿和硫精矿的指标有待提高。

甘肃某复杂铜铅锌硫化矿石浮选新工艺研究

为解决甘肃某铜铅锌多金属硫化矿矿石性质变化后原选矿工艺流程不能适应的问题,进行了铜与部分铅锌优先混合浮选再分离浮选—其余铅锌与硫混合浮选—铅锌与硫分离浮选新工艺的试验研究,闭路试验获得了铜精矿铜品位为20.99%、铜回收率为74.23%,铅锌混合精矿铅和锌品位分别为16.65%和27.32%、铅和锌回收率分别为91.11%和93.32%,硫精矿硫品位为41.62%、硫回收率为37.58%,伴生金和银在铜精矿和铅锌混合精矿中的总回收率分别为83.84%和88.27%的良好指标。

细粒嵌布铜铅锌矿石的浮选新工艺试验研究

针对某铜铅锌矿石矿物共生关系密切和嵌布粒度细小的特性 ,采用优先选铜、铜粗精矿再磨再选、铅锌两步混合浮选新工艺进行试验 ,成功地实现了铜铅锌分选 ,分别得到合格的铜精矿和铅锌混合精矿 ,同时使伴生金银得到有效回收。试验所采用的药剂无氰、铬污染 。