云南某低铜电炉渣综合回收铜的浮选试验研究

云南某铜冶炼渣含铜量0.82%,铜渣中的铜组分主要是以次生硫化铜和原生硫化铜的形式存在，氧化铜含量较少。为了综合回收该二次资源中的铜，解决该选矿厂尾矿品位偏高的问题，进行了大量条件试验研究。研究发现不同物相的铜之间存在可浮性和浮选速度差异，因此采用一段快速浮选将部分易浮铜矿作为合格精矿选出，再对快速浮选的尾矿进行活化捕收，不仅简化了浮选流程，且使资源得到了充分利用。条件试验结果表明，在一段磨矿细度-45μm含量占90%,组合捕收剂乙基黄药40 g/t+Z-200 40 g/t、活化剂硫化钠200 g/t、分散剂水玻璃400 g/t的条件下，浮选指标最优。全流程闭路试验结果表明，采用两段粗选两段精选两段扫选的浮选工艺流程，可得到铜品位22.64%、回收率77.03%的合格铜精矿，尾矿品位最终降为0.182%。     

西藏某低品位铜钼矿浮选流程对比

西藏某矽卡岩型低品位铜钼矿中主要有用矿物为黄铜矿、辉铜矿以及辉钼矿,原生硫化铜和次生硫化铜共占总铜的95.54%,辉钼矿占总钼的88.06%。分别采用铜钼混合浮选、等可浮和快速浮选三种试验流程进行浮选流程对比试验。结果表明,快速浮选流程效果较好。采用快速浮选经两段磨矿(一段磨矿细度-74μm占63%、二段磨矿细度-74μm占70%)、一次粗选、四次精选、三次扫选、中矿顺序返回的闭路流程处理该矿石,所用混浮粗选捕收剂Flomin-C7446+煤油用量为15+20 g/t,矿浆调整剂石灰用量为200 g/t,起泡剂松醇油用量为15 g/t,最终获得铜品位27.73%、钼品位1.47%,铜回收率93.26%、钼回收率84.66%的铜钼混合精矿。     

康西铜冶炼渣回收铜可选性试验研究

为回收康西铜冶炼渣中的铜资源, 在实验室开展了浮选回收铜的试验研究。结果表明, 在磨矿细度-43 μm粒级占80%, 浮选矿浆浓度40%, 石灰用量1 000 g/t, 粗选硫化钠用量300 g/t、扫选1硫化钠用量100 g/t条件下, 采用一次粗选、二次扫选闭路浮选, 可获得铜品位27.64%、回收率94.25%的铜精矿。     

安徽某钼矿选矿试验

对安徽某特大斑岩型钼矿进行选矿试验研究,通过钼浮选条件试验确定了最佳工艺条件。在磨矿细度为-0.074 mm 80%、水玻璃用量为200 g/t、选钼捕收剂柴油用量为80 g/t、松醇油用量为39 g/t,石灰用量为200 g/t的条件下,采用1次粗选、2次扫选,钼粗精矿经2段再磨4次精选,选铜尾矿经1粗1扫1精进行闭路试验,最终获得了钼精矿品位为49.80%、回收率为89.77%,硫品位为45.40%、硫回收率为71.91%的硫精矿的良好指标,为该矿的矿床经济评价与开发利用提供了参考依据。     

安徽某钼矿选矿试验

对安徽某特大斑岩型钼矿进行选矿试验研究,通过钼浮选条件试验确定了最佳工艺条件。在磨矿细度为-0.074 mm 80%、水玻璃用量为200 g/t、选钼捕收剂柴油用量为80 g/t、松醇油用量为39 g/t,石灰用量为200 g/t的条件下,采用1次粗选、2次扫选,钼粗精矿经2段再磨4次精选,选铜尾矿经1粗1扫1精进行闭路试验,最终获得了钼精矿品位为49.80%、回收率为89.77%,硫品位为45.40%、硫回收率为71.91%的硫精矿的良好指标,为该矿的矿床经济评价与开发利用提供了参考依据。     

硫化浮选从某铜矿尾矿中富集铜的研究

简述氧化铜处理的现状,介绍某铜尾矿浮选的条件和结果,讨论磨矿细度,药剂用量对某铜尾矿浮选的影响。两次粗选、一次扫选、两次精选的开路试验结果表明,在磨矿细度为95%-74μm、硫化钠3000g/t、丁基黄药300g/t、羟肟酸80g/t、松醇油60g/t、pH值8.5左右、矿浆浓度30%、浮选时间20min的条件下可以得到品位18.63%的铜精矿,铜回收率53.28%,试验效果良好。     

黑龙江某铜矿浮选可选性试验

以黑龙江某低品位氧化铜矿为研究对象,经过矿石性质分析,进行了浮选条件试验,在浮选浓度为30%,磨矿细度为-0.074 mm 68.72%,捕收剂用量为80 g/t,硫化钠用量为150 g/t,石灰用量为2 000 g/t,起泡剂用量为80 g/t的条件下,通过1段粗选、2段精选、2段扫选,获得了铜品位为13.70%,铜回收率为88.95%的铜精矿。     

巴布新几内亚马当省某铜镍矿的选矿试验

巴布新几内亚马当省某铜镍矿含铜0.26%,含镍0.63%。根据矿石性质,采用一次粗选、两次扫选、一次精选铜镍混合浮选,中矿顺序返回的闭路浮选试验流程。在磨矿细度为-0.074 mm占80%,六偏磷酸钠用量为1500 g/t,CMC用量为400 g/t,丁基黄药200 g/t,Z-200用量为40 g/t,松醇油用量10 g/t条件下,获得了较好的选矿指标。所得铜镍混合精矿铜品位4.50%、镍品位9.22%,铜回收率86.52%、镍回收率72.73%。     

某低品位铜金矿铜硫分离试验研究

我国的铜矿资源丰而不富,铜矿资源仍是国内短缺的矿种。实现低品位铜矿资源的高效开发和利用对我国铜业经济的稳定发展具有重要的意义。某低品位铜金矿石铜品位0.501%,含金0.4 g/t,硫品位3.88%。铜矿物以硫化铜为主,占总铜的96%,铜矿物嵌布粒度较细,且与黄铁矿致密共生。通过详细的浮选条件试验(磨矿细度、捕收剂用量、铜硫分离CaO用量及磨矿细度)和工艺流程试验(扫选次数和精选次数),最终采用了"阶段磨矿-混合浮选-铜硫分离"的浮选工艺,粗选磨矿细度为-0.074 mm 58.13%,矿浆的p H值约为6,添加100 g/t的硫酸铜为活化剂,采用丁基黄药和丁胺黑药为组合捕收剂,用量为300 g/t(丁基黄药:丁胺黑药=2∶1),铜硫分离的磨矿细度为-0.045 mm 82.45%,石灰的添加量为2 kg/t,采用一次粗选、两次扫选和三次精选的工艺流程可实现铜、金和硫的有效回收。闭路试验结果表明:铜精矿品位为19%左右,含金约9.5 g/t;铜和金的选矿回收率分别为Cu 78.16%和Au 50.90%。试验所采用的浮选工艺流程简单,生产成本低。可为下一步铜选厂的建设提供技术参考和决策依据。     

黑龙江某铜矿石可选性试验研究

主要针对黑龙江某地低品位铜矿石进行了选矿试验研究。结果表明,在原矿铜品位0.50%,一段磨矿细度-200目占68.72%,二段磨矿细度-200目占94.86%的最佳浮选条件下,可以获得铜精矿品位为17.36%、回收率为71.98%的较好指标。     

铜冶炼渣选矿试验研究

本文以缓冷电炉渣和转炉渣混合形成的典型铜渣为研究对象,通过研究混合铜渣中的矿物组成、元素赋存状态、嵌布特性等确定了铜渣分选的理论基础。并在铜渣物化性质分析的基础上研究了不同种类的调整剂、捕收剂和起泡剂对铜渣浮选的影响,确定了该混合铜渣浮选适宜的药剂制度为磨矿细度-48um 85%,硫化钠400g/t、石灰500g/t、丁基黄药+Z-200为 150g/t+40g/t、2#油140g/t的条件下,获得了Cu品位24.26%的精矿和0.207%的浮选尾矿,铜回收率达到92.78%,铜渣中的铜金属得到了有效回收利用。     

福建某铜矿石浮选工艺优化试验研究

针对福建某铜矿铜精矿中铜品位低问题,通过选用选择性好的捕收剂Z-200、加大磨矿细度、延长铜精选时间等一系列优化措施,选别指标明显改善。闭路流程为一次粗选、三次精选、三次扫选优先选铜,选铜尾矿一次粗选、两次精选、一次扫选选硫,获得铜精矿含铜32.04%、含金6.28 g/t、含银187.00 g/t、铜回收率为86.86%、金回收率为46.08%、银回收率为47.47%,硫精矿含硫46.35%、含银32.40 g/t、硫回收率为50.44%,银回收率为34.23%。相比现场生产指标,铜回收率基本不变,铜精矿铜品位提高了近10%,其中的金品位和回收率分别提高了2.48 g/t、7.21%,硫品位下降了3.95%,硫精矿中硫回收率提高了20.74%。     

新型捕收剂GC-I在铜矿渣浮选中的应用

铜冶炼炉渣为铜精矿经冶炼加工后剩余的炉渣，有价金属铜含量丰富，具有综合回收利用价值。某铜矿渣选厂采用Z-200为铜矿物捕收剂，选择性较好，但价格昂贵，基于此，研发了一种新型廉价浮选药 剂替代Z-200。通过丁基黄原酸钠和二氯乙烷反应，合成新型捕收剂GC-I。与Z-200相比，新型捕收剂GC-I具有更低的药剂成本，更好的选择性。在磨矿细度为-0.045 mm占74%，石灰用量400 g/t，水玻璃用量600 g/t ，GC-Ι用量105 g/t的条件下，经“1粗3扫”，获得铜品位23.84%、铜回收率82.37%的铜精矿；相同条件下，以Z-200为捕收剂，铜精矿中铜品位21.43%，铜回收率82.23%。通过闭路试验指标计算年药剂成本为69.93 万元，每年预计降低药剂成本19.98万元，经济效益可观，具有一定的推广应用价值。     

浮选回收某缓冷铜冶炼渣中的铜

某闪速炉缓冷铜渣含铜1.01%,主要有用矿物为斑铜矿、辉铜矿和黄铜矿,主要脉石矿物为辉石、玻璃质和磁铁矿等。为了实现其中铜的高效回收,在工艺矿物学研究的基础上,对其进行了浮选选铜试验。结果表明,在磨矿细度为-0.045 mm占90%的情况下,采用2次粗选（一次粗选直接获得高品位铜精矿）、3次精选、2次扫选流程,其中一段硫化铜粗选的捕收剂BK-908用量为20 g/t、起泡剂2#油用量为20 g/t,二段硫化粗选的捕收剂EP用量为40 g/t、矿浆pH调整剂石灰用量为500 g/t、硫化剂硫化钠用量为250 g/t、起泡剂2#油用量为30 g/t,最终获得了铜品位为17.77%、铜回收率为89.38%的铜精矿。     

从闪速炉渣中回收铜、钼试验研究

采用浮选法对某闪速炉渣进行了回收渣中铜、钼硫化物的试验研究, 考察了矿浆pH值、磨矿细度及各药剂用量对铜、钼品位及回收率的影响。结果表明, 在-0.074 mm粒级占90%、pH=9、Na₂S用量200 g/t、黄药用量150 g/t、煤油用量180 g/t, 2^#油用量120 g/t的条件下, 通过一粗二扫三精闭路浮选流程可获得品位34.80%、回收率85.70%的铜精矿和品位1.90%、回收率40.70%的钼精矿。     

基于混料设计和响应曲面法的云南某铜尾矿选铋工艺参数优化

某铜选厂尾矿试样中铋品位为3.94%,铋主要以自然铋的形式存在,其次为黄铜矿、方铅矿中铋。针对试样性质特点,采用浮选工艺流程回收铜尾矿中的铋。为进一步优化浮选指标,首先以乙硫氮和丁基黄药用量为自变量,铋的回收率为因变量建立混料模型,确定组合捕收剂乙硫氮和丁基黄药的最优配比。在此基础上,利用中心复合设计进行响应曲面设计,以磨矿细度、硫化钠用量、碳酸钠用量、组合捕收剂用量为自变量,铋的回收率为因变量,建立4因素5水平数学模型。然后按模型设计试验进行1次粗选浮选试验,对试验结果进行方差分析,验证模型的可靠性。最后依据响应曲面法确定的最佳浮选条件进行“1粗3精2扫”浮选闭路试验。结果表明：①在磨矿细度为-0.074 mm占85%、氧化钙用量为4 kg/t、硫化钠用量为150 g/t、碳酸钠用量为900 g/t、25号黑药用量为100 g/t、组合捕收剂总用量为200 g/t的条件下,组合捕收剂乙硫氮和丁基黄药的最优配比为4∶1。②方差分析模型的P<0.05,磨矿细度和硫化钠用量对铋的回收率影响显著;响应曲面法确定的最佳粗选条件为磨矿细度-0.074 mm占86%、硫化钠用量140 g/t、碳酸钠用量750 g/t、组合捕收剂用量250 g/t,预测铋的最大回收率为83.77%,实际铋的回收率为83.85%。③根据响应曲面法确定的最佳浮选条件,采用“1粗3精2扫”的闭路浮选试验,获得精矿铋品位24.47%、铋回收率79.25%的铋精矿,铋回收率较原浮选闭路流程提高近2个百分点。研究结果表明混料设计和响应曲面法可用于优化铋浮选的工艺参数,具有较高的可信度。     

某难选铁矿石直接还原焙烧磁选研究

对某含铁品位为28.82%, 含磷0.35%的难选铁矿石进行了直接还原焙烧磁选研究。研究了焙烧温度、还原剂用量、焙烧时间、助溶剂用量、磨矿粒度以及磁场强度对直接还原铁品位和回收率的影响。在还原剂用量为30%, 助溶剂QK用量为20%, 焙烧温度为1 200 ℃, 焙烧时间为30 min, 一段磨矿粒度为-43 μm粒级含量达到95%以上, 二段磨矿粒度为-30 μm粒级含量达到100%, 一段磁选场强为111.5 kA/m, 二段磁选场强为95.5 kA/m的条件下, 可以获得品位为90.94%, 回收率为82.67%的直接还原铁。     

采用超细磨矿回收水淬铜渣的试验研究

以广西某水淬铜渣为研究对象,通过阶段磨矿、阶段浮选,第一段使用钢球作为磨矿介质,磨矿细度-0.045mm占90%,尾矿使用纳米陶瓷球为磨矿介质,艾砂磨为超细磨设备,磨矿细度为-0.038mm占95%,Z-200作为捕收剂,可以获得综合铜品位19.01%,回收率88.68%的铜精矿;尾矿含铜品位降到0.18%。试验对纳米陶瓷球和艾砂磨在水淬铜渣尾矿再磨再选具有借鉴意义。     

经改性的电炉贫化铜渣的酸浸—弱磁选试验

某铜冶炼厂的电炉贫化渣铜、铁含量分别为1.24%和31.80%,主要可见铁橄榄石相和磁铁矿相。为了确定该电炉贫化渣的开发利用工艺,进行了工艺条件研究。结果表明,铜渣在磨矿细度为D90=52.6μm,硫酸的浓度为150 g/L,过氧化氢添加量为150 m L/kg,液固比为5 m L/g,浸出温度为60℃,浸出时间为60 min,弱磁选磁场强度为160 k A/m情况下,可获得铜浸出率为67.15%,铁精矿铁品位为56.01%、铁回收率为62.38%的试验指标,可较好地实现该资源中铜、铁的回收。