富银铜锌多金属矿选矿试验研究

某富银铜锌多金属硫化矿,其银品位为125 g/t,铜品位为0.26%,锌品位为1.13%,硫品位为3.04%;90%的银赋存于银黝铜矿、黝铜矿等铜矿物中。采用“优先浮银铜﹣锌硫混浮﹣锌硫分离”工艺流程进行处理,选择高效银捕收剂SAC强化银的回收,全流程实验获得的银(铜)精矿含银10094 g/t,含铜16.67%,银回收率88.78%,铜回收率80.23%,锌精矿含锌45.46%,锌回收率81.81%。实现了矿石中银铜锌的综合回收。     

某含银高硫铜矿的综合回收试验

某含银高硫铜矿含铜0.76%、硫24.35%及银34.92 g/t,有价矿物种类多、矿石性质复杂,采用抑硫优先浮选铜-活化浮选硫的原则工艺流程进行试验,配合石灰作为硫化铁矿物抑制剂以及筛选出丁基黄药+酯-105作为硫化铜矿物的组合捕收剂,强化了银在铜精矿中的富集。在选定工艺条件下,可获得铜品位21.60%、银品位602.84 g/t的铜精矿(铜和银回收率分别为89.30%和54.39%),硫品位45.60%、银21.55 g/t的硫精矿(硫和银回收率分别为89.79%和29.59%),实现了铜、硫和银的综合回收利用。     

高铁富金铜硫多金属矿选矿实验研究

某高铁富金铜硫多金属矿铁品位为31.81%,金品位为1.37 g/t,铜品位为0.70%,硫品位为6.52%,矿石中71.83%的金赋存于铜矿物、黄铁矿、磁铁矿等矿物,而铜矿物、黄铁矿、磁铁矿的嵌布粒度均较粗,普遍在+0.04 mm。采用“优先浮选铜-活化浮选硫-硫尾磁选回收铁”联合工艺处理该矿石,并采用ZA作铜捕收剂,全流程实验获得金品位27.80 g/t,铜品位20.60%,金回收率59.05%,铜回收率83.29%的铜精矿;金品位2.16 g/t,硫品位45.07%,金回收率20.24%,硫回收率86.25%的硫精矿;金品位0.80 g/t,铁品位60.83%,金回收率14.25%,铁回收率45.90%的铁精矿。实现了矿石中金铜铁及载体矿物的高效回收。     

纳米比亚某含银硫化铜矿选矿试验研究

纳米比亚Karas矿区罗雷铜矿区的原生矿铜主要以黄铜矿、斑铜矿等硫化铜矿物形式存在,银分别以银黝铜矿为主的独立银矿物和以黄铜矿为载体的载体银矿物形式存在,铜、银品位分别为0.60%和3.03 g/t。浮选试验结果表明,矿样适当细磨至-0.074 mm占80%,以石灰做调整剂,Z200做捕收剂,在矿浆pH值为8的条件下,可获得铜品位22.3%,银品位61.8 g/t的含银铜精矿,铜、银回收率分别为90.6%和51.8%。     

山东某含金磁黄铁矿浮选尾矿磁选回收试验研究

山东某含金磁黄铁矿原矿金品位1.60 g/t,硫品位1.86%,属含金硫铁矿。矿石性质研究结果表明,部分以磁黄铁矿为载体的金,矿物含量为0.96%,金品位8.25 g/t,原矿金分配率5.25%。生产流程对以磁黄铁矿为载体的金矿物的回收水平仍有提高空间。为了解决这一问题,开展了从生产原矿和生产尾矿中回收以磁黄铁矿为载体的金的对比试验,结果表明,磁选不宜用于原矿、重选不宜用于尾矿中载金磁黄铁矿的回收;尾矿磁选流程可以实现含金磁黄铁矿的有效富集,最终选择全粒级磁选工艺流程,获得了金品位1.52 g/t,硫品位2.87%的含金磁黄铁矿。尾矿金、硫回收率分别为52.09%、62.93%,对原矿回收率分别为12.27%、18.56%,实现了以磁黄铁矿为载体的金矿物的综合利用。     

云南某铜尾矿中铜和金的选矿回收试验

云南某铜尾矿主要金属矿物有黄铜矿、黄铁矿、磁黄铁矿等,黄铜矿以原生硫化铜为主,金以裸露金和黄铜矿包裹金为主。为综合回收其中有价铜、金,进行了选矿试验。试样在磨矿细度为-200目占85%的情况下采用两次粗选、第二次粗选后扫选、两次精选、第二次精选后扫选、混精矿再磨至-325目占85%、粗选后扫选精矿再磨至-325目占85%、中矿循序返回流程处理。最终获得铜品位15.51%、回收率68.34%、产率1.41%的铜金精矿,其中的金品位19.93 g/t、回收率54.04%,银品位231.72 g/t、回收率41.89%。     

提高月山铜矿铜精矿含银量选矿实验研究

铜矿石中常伴生金、银等贵金属,但浮选所得铜精矿中贵金属的品位有时低于相关标准而难以计价。针对安徽月山铜矿矿石,在不改变现场浮选设备的情况下,通过浮选药剂的调整、工艺流程的改进等措施来探讨提高铜精矿含银量的途径。通过药剂和工艺调整,铜精矿品位达到32%左右,铜回收率维持在96.6%以上,同时铜精矿含银量能够达到23 g/t以上。     

紫金山铜金矿中金铜银的赋存状态研究

采用矿物自动分析仪(MLA)、扫描电镜(SEM)、X射线衍射(XRD)研究了紫金山金铜矿入选矿石中有价元素铜、金、银的赋存状态以及分选过程中的金属走向。结果表明,铜矿物主要有蓝辉铜矿、铜蓝、硫砷铜矿,金银以游离矿物和硫化物包裹体为主。铜矿物常见沿明矾石溶蚀孔洞或碎裂缝隙充填,与黄铁矿密切连生,从原矿中分选铜矿物,理论品位为Cu 69.70%,理论回收率93.55%。中粒金嵌布于铜矿物和黄铁矿矿物粒间或裂隙,可随着铜和硫的回收进入铜、硫精矿,金的理论回收率分别为57.19%和27.27%;微细金粒包裹于明矾石和石英中,随脉石损失于尾矿中。银以显微银为主,多见呈微细粒包裹于硫化矿物中,铜精矿和硫精矿中银的理论回收率分别为56.96%和26.71%。     

高砷富银铋硫多金属精矿综合回收实验研究

某高砷富银铋硫矿为硫化矿混合精矿,表面受到浮选药剂污染,各种矿物之间的可浮性相近,给分离带来不利影响。采用“混合精矿加温脱药-脱药精矿铋银优先浮选-铋银尾矿砷硫活化浮选”工艺流程进行处理,采用高效银铋捕收剂SAC,全流程实验获得的银铋精矿含银4386 g/t、铋13.06%、砷0.61%,回收率为银88.52%,铋85.51%;砷硫精矿含硫36.37%、砷9.69%,回收率为硫93.71%,砷97.57%。实现了混合精矿中铋银砷硫的综合回收。     

云南某含银铜铅混合精矿分离试验研究

云南某铜铅混合精矿含Cu 8.14%、Pb 38.57%、Ag 251.62 g/t，对其进行浮选试验研究铜铅的分离。通过条件试验，确定在磨矿细度为-200目含量为93.85%的情况下，抑制剂CMC+亚硫酸钠用量选择1000 g/t，捕收剂Z-200用量选择10 g/t。采用“抑铅浮铜”一粗三精一扫的闭路试验流程，获得铜品位24.73%、回收率87.24%、含铅品位6.23%的铜精矿；铅品位62.71%、回收率84.48%，含铜0.86%的铅精矿。银在铜铅精矿中进一步富集的总回收率为73.04%，实现了该铜铅混合精矿的分离及银的进一步富集。     

某厂铜熔炼渣浮选综合回收金、银和铜的研究与应用

某选矿厂采用缓冷(空冷+水冷)-浮选工艺回收铜熔炼造锍捕金熔池熔炼渣,研究了缓冷制度、磨矿细度、调整剂用量、捕收剂种类及用量对金、银和铜浮选回收率的影响。结果表明,铜熔炼渣先空冷22 h后水冷40 h;磨矿80 min至细度为-0.074 mm粒级占96.44%(自制活化剂JC-100加入量为200 g/t);浮选调整剂氧化钙用量300 g/t,捕收剂用量丁基黄药为60 g/t、Z-200为160 g/t、自制JC-200为100 g/t,起泡剂2^#油用量为120 g/t;经一粗二扫二精选矿,闭路实验金、银和铜回收率达97.66%、92.71%和94.44%。据此对生产流程进行合理改进后提高了回收率,经济效益明显。     

提高锌浸出渣中银浮选回收率的研究

某湿法炼锌厂低酸度锌浸出渣中53.8%的银存在于难完全回收的闪锌矿上,其回收是提高浮选回收率的关键。经对比浮选和正交试验获得了浮选粗选最佳药剂制度,捕收剂为丁铵黑药(900g/t)和Z-200(50 g/t),载体活性炭(2000 g/t),起泡剂2#油(100 g/t)。一粗一精一扫开路试验表明,在非强充气和非强搅拌条件下,浮选精矿银品位为8210 g/t,较现有工艺(3000 g/t)大幅提高;银回收率为64.7%,与现有工艺(60%~64%)相当。     

从氧化铜矿氨浸渣中浮选回收银

某高碱性含银氧化铜矿氨浸渣含银145.55 g/t。对氨浸渣进行了浮选回收银的试验,结果表明,采用三粗一扫两精的流程,经过闭路流程试验,可获得达到计价标准的银精矿,其银品位为1999.58 g/t、回收率80.78%。     

锌浸出渣中银浮选工艺优化工业试验

基于前期的实验室研究,对河南某锌冶炼厂低酸浸出渣浮选回收银浮选优化工艺进行了工业试验。采用原生产流程,调整优化生产现场矿浆浓度(保持在30%以上)和药剂制度(采用Z-200作辅助捕收剂,活性炭为载体,不再添加黄药)、工艺设备及其工作参数后进行了工业试验。结果表明,工艺优化后,银精矿品位由3000 g/t提高至6740.4 g/t,银回收率由60%~64%提高到73.17%;精矿产率降低到原工艺的三分之一,减少了银精矿所带走的锌损失;精矿中金品位由1.5 g/t提高到5.3 g/t以上,提高了金的回收率。     

云南某氧化银矿选矿试验研究

采用浮选+全泥氰化工艺对云南省某银矿石进行提银选矿试验研究。矿石中银多金属复硫盐经浮选富集得到银精粉;浮选尾矿再全泥氰化提银。浮选作业所得银精粉品位5761.54 g/t,回收率21.91%;浮选尾矿全泥氰化浸渣品位19.28 g/t,浸出率78.85%。综合回收率84.12%。银多金属复硫盐是影响浸出率的关键因素,预先将其有效浮选,有利于提高银氰化浸出率。