西藏玉龙铜矿铜钼混合浮选-强化金银回收工艺技术研究

西藏玉龙铜矿I号矿体硫化矿含次生铜较高、含有较多的云母及粘土类矿物,矿石性质复杂;同时,原矿含金、银品位较低,难以使贵金属在精矿中富集。通过使用高效选择性捕收剂BK402,强化金、银的捕收,取得了较好的选矿指标。在小型试验的基础上,进行了选矿扩大连续试验,采用铜钼混合浮选-强化金银回收工艺流程,经一粗两扫两精作业,扩大试验获得平均班指标为：铜钼混合精矿铜品位29.84%,铜回收率89.38%;钼品位0.51%,钼回收率78.86%;铜钼混合精矿中含Au 1.26g/t,含Ag 58.87g/t,Au的回收率为29.30%,Ag的回收率为56.93%。     

某矿山铜硫矿选铜工艺试验

某铜硫矿随着开采深度的增加,铜品位下降,且矿石性质发生了较大变化,对铜回收造成了较大影响。为此,对该铜硫矿石进行了选矿工艺流程试验研究,最终确定了合理的选矿工艺流程,在试验所得最佳试验条件下,获得了铜精矿品位为18.18%、铜回收率为79.89%的较好指标。     

高效捕收剂ZA在铜硫分离浮选中的应用

西南某多金属硫化矿主要有价元素为铜、锡、硫,铜品位为1.05%、锡品位为0.28%、硫品位为7.19%,伴生银品位为13.20 g/t。铜主要以硫化铜形式存在,占有率为93.60%。现场采用铜硫混合浮选-铜硫分离浮选、浮选尾矿摇床重选选锡的浮重联合流程综合回收矿石中的铜硫银锡（银进入铜精矿）,存在石灰用量偏大,碱度高,铜和银回收率偏低的问题。为探索低碱度浮选回收铜银的可能性,以复配药剂ZA为铜矿物捕收剂进行了试验研究。结果表明：将磨矿细度为-0.074 mm占75%条件下以硫酸铜为活化剂、丁基黄药为捕收剂,经1粗2精2扫铜硫混合浮选获得的铜硫混合精矿,以石灰为抑制剂在再磨细度为-0.043 mm占85%、pH=10.5的低碱条件下经1粗3精2扫铜硫分离,最终获得了铜品位为25.16%、银品位为212.2 g/t,铜、银回收率分别为91.75%、61.18%的铜精矿及硫品位35.32%、硫回收率79.08%的硫精矿,有效地实现了矿石中铜银硫的分离富集回收,尤其是强化了游离银的选矿富集。试验结果对伴生贵金属硫化矿中贵金属的综合回收具有借鉴意义。     

西藏玉龙铜矿氧化铜钼矿选矿试验研究

针对西藏玉龙铜矿I号矿体铜钼氧化率较高的铜钼矿矿石进行选矿工艺试验研究。由于铜钼氧化率较高,不利于铜钼的回收;试验表明,通过添加辅助捕收剂,采用先硫后氧工艺,取得了较好的铜钼选矿工艺指标,小型闭路试验获得的指标为:铜精矿1铜品位31.04%、铜回收率50.25%,钼品位1.88%、钼回收率65.07%;铜精矿2铜品位20.12%、铜回收率32.02%;铜综合回收率82.02%。     

武平悦洋含银铜多金属矿铜银分离工艺研究

武平银铜矿矿物间嵌布特征复杂,原有工艺流程选矿指标不是很理想,本文针对原流程存在的问题,提出铜银混合浮选-再磨-铜银分离工艺流程,在铜银分离过程中提出通过载体抑制银矿物,即通过使用氧化钙 SD-1组合药剂对银的载体矿物黄铁矿等进行抑制,从而实现铜银的有效分离。通过系统试验研究,最终获得了铜品位为20.29%,回收率为56.45%,银品位为 1670.50g/t,回收率为15.36%的合格铜精矿,以及铜品位为1.19%,回收率为36.03%,银品位为742.85g/t,回收率为74.32%的合格银精矿。银精矿中铜品位小于2%,有效防止了硫化铜矿在银矿物浸出过程中的不利影响。     

铜铅锌铁矿选矿工艺流程研究

红岭铜、铅、锌、铁多金属矿,铜、铅品位低,铅仅为0.04%。为综合回收各种有用矿物,进行了选矿工艺流程试验。多方案工艺流程试验比较后推荐铜铅混合浮选再分离-混尾选锌-锌浮选尾矿弱磁选的工艺流程。该流程很好兼顾了各种目的矿物的回收,取得较好的工艺指标,铜精矿品位23.52%、回收率71.27%,铅精矿品位45.77%、回收率59.78%,锌精矿品位54.05%、回收率93.65%,铁精矿品位66.09%、回收率33.50%。     

安徽某铜多金属矿选矿试验

安徽某多金属铜矿石铜品位0.96%,硫品位7.30%,含金0.28 g/t、银16.3 g/t,硫、金、银达到综合利用标准。铜主要以硫化铜的形式赋存于黄铜矿中,氧化率较低,硫主要存在于磁黄铁矿和黄铁矿中。对该矿石进行选矿试验,通过采用1粗2精2扫优先浮铜—浮铜尾矿2粗2精2扫选硫、中矿顺序返回闭路浮选,最终可获得铜精矿品位19.29%、回收率91.75%,硫精矿硫品位37.70%、回收率61.01%的良好指标,同时在铜精矿和硫精矿中富集了回收率分别为75.06%、87.04%的金、银,实现了有价金属金、银的综合回收,提高了资源利用率。试验结果可为该多金属铜矿石的开发利用提供技术依据。     

赞比亚某铜冶炼渣选铜试验

为高效开发利用赞比亚某铜冶炼渣，以赞比亚某铜冶炼渣为研究对象，通过对试样化学成分及工艺矿物学特点的分析，确定采用浮选法回收其中的铜。经过2粗开路流程试验，确定了以黄药粒为捕收剂，T 336为起泡剂，硫化钠及水玻璃为调整剂的浮选药剂制度；最终采用1粗3精2扫、中矿顺序返回的闭路浮选流程处理试样，获得了铜品位17.32%、回收率82.78%的铜精矿。试验对该类型铜冶炼渣的选矿处理提供了有益参考，经济效益显著。     

复杂铜铅锌银多金属硫化矿选矿试验研究

对某复杂铜铅锌银多金属硫化矿进行了选矿试验研究。依据矿物特性, 采用铜铅部分混合浮选、混合精矿铜铅分离、混合浮选尾矿再选锌的工艺流程, 可获得铜精矿铜品位23.37%、铜回收率63.99%, 铅精矿铅品位71.68%、铅回收率90.34%, 铅精矿含银1 189 g/t、银回收率78.04%, 锌精矿锌品位52.38%、锌回收率75.98%。试验所获技术指标理想, 为该矿石的开发利用提供了有效途径。     

某地低品位铜铅锌银矿绿色环保选矿试验研究

对青海某地低品位铜铅锌银矿体进行了选矿试验研究。研究结果表明, 采用铜-铅-锌优先浮选方案和无毒(低毒)选矿药剂, 可从含铜0.16%、含铅2.60%、含锌3.84%、含银61 g/t的试样中获得含铜16.37%、铜回收率为49.07%、含银1 231 g/t、银回收率为9.67%的铜精矿, 含铅55.06%、铅回收率为86.81%、含银769 g/t、银回收率为51.69%的铅精矿和含锌46.80%、锌回收率为81.65%、含银206 g/t、银回收率为22.64%的锌精矿, 铜精矿、铅精矿和锌精矿中银的总回收率为84.00%。     

新疆某金矿氰化尾渣回收铜的试验研究

新疆某金矿氰化尾渣含Cu0.29%、Pb0.27%、Zn0.66%、Au0.65t/g、Ag6.2t/g,铅锌氧化较严重而难于回收,铜为主要回收对象,进行了药剂制度和浮选条件的探索试验研究。在一粗一扫二精的条件下,选用Na2SO3+ZnSO4为锌硫矿物的抑制剂、PAC为铜矿物捕收剂,获得了铜品位15.27%、铜回收率80.55%,铜精矿中金品位8.32g/t,回收率23.46%;银品位129g/t,回收率37.69%的指标,实现了尾渣中铜矿物的综合回收。     

印尼某氧化铜矿选矿试验研究

在对印尼某氧化铜矿进行工艺矿物学特性分析的基础上,开展了硫化浮选工艺条件研究,结果表明,氧化铜、硫化铜矿物同步浮选是处理该矿石的有效途径,对铜品位为1.69%、含银64.88 g/t的原矿,采用1粗1精3扫、中矿顺序返回的闭路试验流程,可获得铜品位为18.64%、铜回收率77.98%、银品位843.00 g/t、银回收率91.86%的铜精矿。     

云南某铜矿快速浮选新技术研究

针对云南某铜矿嵌布粒度粗细不均、嵌布关系复杂、部分铜矿物易过磨损失,从而导致铜精矿中铜和伴生金、银回收率低的技术难点,通过采用铜选择性捕收剂BK901G和"铜快速浮选—中矿再磨再选"工艺流程,获得了较好的选矿指标,其中铜精矿中铜的品位和回收率分别达到23.79%和93.66%;伴生金、银的回收率分别达到43.92%和67.93%。该工艺技术可为同类型矿山提供借鉴。     

赞比亚某铜渣选矿工艺探索

为了回收赞比亚某冶炼铜渣中大量的有价金属铜,在实验室展开了该铜渣的工艺矿物学与选矿工艺探索。试验在原矿磨矿细度-0．074 mm占85% ,进行1次粗选3次扫选2 次精选,在闭路工艺流程条件下,获得铜精矿品位为25.64%,回收率为70.74 %的合格铜精矿。     

某复杂铜铅锌多金属硫化矿选矿试验研究

某复杂铜铅锌多金属硫化矿,以黄铜矿、方铅矿和铁闪锌矿为主要的铜矿物、铅矿物和锌矿物。为有效回收其中的铜、铅、锌金属及伴生的金、银,开展了矿石工艺矿物学研究和选矿试验研究。结果表明,采用“铜铅混浮再分离-锌浮选”的工艺流程,可获得铜品位为19.05%、铜回收率为74.99%的铜精矿；铅品位为69.03%、铅回收率为75.03%的铅精矿；锌品位为47.87%、锌回收率为72.94%的锌精矿。以及金、银总回收率分别为75.45%和76.86%的工艺指标。     

江西某含铜多金属矿选矿工艺研究

针对江西某铜矿伴生有钨、铋等有价元素的情况,进行了详细的工艺矿物学试验研究,提出浮-重联合选矿工艺,有效回收该多金属矿中的铜、铋,钨。获得铜精矿品位18.35%,回收率94.64%;铜精矿中伴生铋品位3.22%,回收率67.08%;钨精矿品位49.63%,回收率83.56%的指标。     

云南某铜冶炼渣浮铜试验

云南某铜冶炼渣铜、铁含量较高,含铜0.62%、含铁35.58%,主要含铜矿物为黄铜矿、蓝铜矿和辉铜矿,铜矿物与主要脉石矿物橄榄石等嵌布关系复杂,嵌布粒度细微,属于难选二次铜资源。为了回收该二次资源中的铜,对选铜工艺进行了研究,确定的磨矿细度为-0.074 mm占96.50%,铜粗选丁铵黑药+丁基黄药用量为300+100 g/t、Na₂CO₃用量为4 kg/t、冰铜用量为15 kg/t;采用1粗1扫2精、中矿顺序返回流程对试样进行选别,最终获得的铜精矿铜品位为21.30%、铜回收率为86.20%。试验研究表明,对这种微细粒嵌布的硫化铜矿物,以冰铜为“载体”进行“载体”浮选对获得理想的分选指标发挥了重要作用。     

云南某难选氧化铜矿浮-磁联合选矿试验

为高效回收利用铜品位为1.28%的云南某氧化铜矿,根据原矿高氧化率、高结合率、嵌布粒度细的特点及不同含铜矿物可浮性和磁性的差异,试验研究采用先浮硫化铜后浮氧化铜-浮选尾矿强磁选的原则工艺流程。试验结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm 84.5%的条件下,进行硫化铜1粗1扫2精浮硫化铜矿,硫化铜浮选尾矿再进行1粗3扫3精浮氧化铜矿,浮选尾矿通过磁选综合回收铜工艺,最终获得的硫化铜精矿铜品位为24.75%,铜回收率为33.03%;获得的氧化铜精矿铜品位为16.12%,回收率为39.25%;获得的磁选精矿铜品位为9.71%,铜回收率为12.50%;总精矿铜品位为16.77%,总铜回收率为84.78%,获得了满意的试验指标。      

阶段磨矿—异步浮选工艺回收某铜冶炼渣中的铜

铜火法冶炼渣中铜品位为5.23%,具有良好的回收利用价值。原矿中铜矿物主要为冰铜和金属铜,脉石矿物主要为铁酸盐和铁橄榄石,还有大量的玻璃相。玻璃相的存在为选矿带来不利的影响。对该冶炼渣采用阶段磨矿—异步浮选工艺,在较粗的磨矿细度下优先回收可浮性较好的粗颗粒铜矿物,获得含铜45.36%、铜回收率81.65%的铜精矿,浮选尾矿再磨后回收细粒级的铜矿物,获得含铜13.65%、铜回收率13.74%的综合铜精矿,综合铜精矿含铜33.99%,含金3.42 g/t,含银79.17 g/t,铜回收率95.40%,金回收率85.94%,银回收率81.17%,该冶炼渣中的铜、金和银均得到较好的回收。