国外某斑岩型铜矿矿石综合回收选矿试验研究

针对国外某斑岩型铜矿矿石中铜品位0.56%、金品位0.18 g/t,黄铁矿含量高、铜硫比低、伴生金主要为裸露金等性质特点,制定了不同碱度条件下的金铜快速浮选—优先选铜工艺流程,考察了捕收剂、调整剂、磨矿细度等影响因素。结果表明:在最佳条件下,闭路试验可获得综合铜精矿铜品位20.91%、金品位5.31 g/t,铜回收率92.33%、金回收率70.96%的较好指标,实现了该斑岩型铜矿金、铜资源的有效回收。     

河南某含金银硫化铜矿选矿试验研究

对河南某含金银硫化铜矿开展了工艺矿物学和选矿试验研究。结果表明：矿石中主要有用元素铜含量为0.82%,伴生的有益组分为硫、金和银,主要有用金属矿物为黄铜矿、辉铜矿和黄铁矿,脉石矿物主要为石英。试验以新型药剂TB1021为铜硫分离捕收剂,采用混合浮选—铜硫分离工艺获得铜精矿和硫精矿,硫精矿再经摇床重选回收部分微细粒铜精矿。混合浮选采用丁基黄药和丁铵黑药组合捕收剂,总药剂用量为120 g/t,采用一粗两精三扫工艺流程;铜硫分离浮选采用新型捕收剂TB1021,采用一粗三精三扫工艺流程。最终获得铜品位为15.21%、铜回收率为80.13%,金品位为3.02 g/t、金回收率为66.51%,银品位为160.43 g/t、银回收率为41.82%的铜精矿,以及硫品位为49.13%、回收率为54.34%的硫精矿。     

刚果金某含碳硫氧混合铜矿石浮选试验

刚果金某含碳硫氧混合铜矿铜品位1.27%,矿石氧化率25.98%,选别过程中存在药剂消耗量高、易泥化、选别指标低等问题。为实现该混合铜矿资源的高效利用,对其开展浮选试验研究。研究结果表明：在硫氢化钠用量为460 g/t、丁基黄药用量为190 g/t、Z200用量为120 g/t、2号油用量为180 g/t的条件下,采用两粗两扫三精的混合浮选工艺流程,可获得铜品位17.10%、铜回收率80.76%的铜精矿。     

某铜矿难选铜矿石选矿试验研究

某铜矿含铜0.569％、含金0.40g/t、含银13.65g/t,铜的氧化率为48.62％,是一个复杂难选氧化铜矿石.采用一粗二扫一精的浮选工艺流程进行闭路试验,最终闭路试验获得了铜品位为20.86％,回收率为89.18％的精矿,而金、银的品位分别为11.12g/t、410.83g/t,回收率分别为62.80％、68.02％.     

从刚果（金）某老尾矿中综合回收有价元素的试验研究

刚果(金)矿产资源丰富,老尾矿储量巨大,(金)某老尾矿含有硫化铜矿物主+要有蓝辉铜矿、斑铜矿、铜蓝和黄铜矿,铜的氧化矿物有孔雀石、硅孔雀石;钴矿物主要为硫钴矿和钴华。浮选试验采用石灰作为矿浆pH值调整剂、水玻璃和MA作为分散和抑制剂,NS4作为活化剂,丁基黄药作为捕收剂,综合回收硫化铜矿物、钴矿物及金银矿物。浮选尾矿采用湿法冶金浸出铜钴矿物。试验获得铜精矿铜品位32.13%,钴品位4.55g/t,金品位5.93g/t,银品位66.78g/t,全铜回收率为38.82%,非酸溶铜回收率为81.88%,钴回收率为45.55%,金回收率为48.48%,银回收率为38.97%。浮选尾矿铜浸出率为76.17%,酸溶铜浸出率为96.04%,钴浸出率为71.10%。选冶联合工艺铜总回收率为85.42%,钴总回收率为84.26%。采用浮选-浮选尾矿湿法浸出的选冶联合工艺,实现老尾矿中有价元素综合回收。     

炼铜炉渣浮选回收铜的试验研究

对某冶炼厂连续吹炼炉炼铜炉渣进行了浮选回收铜试验研究。试验采用一次粗选、二次精选、二次扫选工艺流程,获得含金品位5.07 g/t、银品位293 g/t、铜品位29.31%的铜精矿,铜回收率为90.17%,金回收率为98.43%,银回收率为95.24%。     

某斑岩型铜矿伴生银综合回收试验研究

某斑岩型铜矿原矿中含铜品位为1.28%，是主要回收的元素，伴生金品位0.01g/t，金品位较低难以回收，银品位3.22g/t，可综合回收。主要铜矿物为辉铜矿和黄铜矿；主要铁矿物为磁黄铁矿，磁铁矿、铁闪锌矿和铅铁矾等，其它铁矿物的矿物量很小。脉石矿物主要是长石、石英、金红石和云母，还有少量的锆石、方解石和石膏。银以三种形式存在：以显微包体的形式、以类质同象形式和包体或连生体形式存在。为提高铜精矿中银的回收率，最大程度实现银资源的回收利用，确定该矿石最佳的药剂制度和选矿工艺流程，开展了系统地选矿试验研究。结果表明，采用Z-200和酯105组合捕收剂选铜，石灰做为调整剂，2号油做为起泡剂，固定磨矿细度-200目占55%。经一次粗选、二次扫选、一次精选，最终获得铜精矿品位22.25%、铜回收率93.94%，铜精矿中含银55.21g/t、银回收率87.87%的试验指标。     

国外某难选氧化铜矿选冶联合试验研究

研究探索了某氧化铜的选别工艺,主要研究了选-冶联合工艺和冶-选联合工艺。采用选-冶工艺,先浮选再湿法冶金,获得铜精矿产率10.2%,铜精矿品位23.72%,铜精矿含金10.1g/t,含银118.6g/t,铜回收率60.76%,金回收率66.4%,银回收率61.2%;另浮选中矿单独酸浸处理,获海绵铜产品产率0.268%,含铜80%,对原矿回收率5.26%。采用冶-选工艺,先湿法冶金后浮选工艺,获得海绵铜产品产率3.87%,含铜80%,对原矿回收率76%。浸出渣浮选获得铜精矿产率2.68%,铜精矿品位14.32%,铜精矿含金37.35g/t,含银438.8g/t,对原矿铜回收率10.98%;金回收率65%,银回收率60%。两种工艺皆可行。     

硫酸铜在微细粒嵌布水淬铜渣浮选试验中的应用

云冶水淬铜渣中主要有价元素为铜和铁,其中含铜0.72%、含铁39.84%,伴生金银。铜矿物主要以单质铜、辉铜矿和赤铜矿形式存在,铁矿物主要以硅酸铁形式存在。铜矿物与铁橄榄石等嵌布关系复杂,嵌布粒度极细,属于极难回收的二次资源。为了回收该水淬铜渣中的微细粒级铜和金银等贵金属,采用阶段磨矿-阶段选别-混合中矿再磨再选的工艺流程,混合中矿再磨再选过程中加入硫酸铜活化使得混合铜精矿的品位和回收率均有明显改善,最终获得含铜20.27%、含金2.59 g/t、含银230.37 g/t,铜、金、银回收率分别为30.98%、35.61%和34.34%的混合铜精矿。     

提高某氧化铜金矿金属回收率的研究

某铜金矿石原矿铜品位0.72%,铜氧化率31.94%,含金3.45 g/t,矿石中含泥量较大,属于难选矿石。针对矿石性质特点,研究了各种氧化铜矿捕收剂以及金银增效剂对浮选的影响,取得了铜品位23.21%,回收率89.91%,铜精矿含金108.04 g/t、含银750.68 g/t,金银回收率分别为87.37%,92.99%的好指标。     

某难选氧硫混合型铜矿浮选试验研究

针对某难选氧硫混合型铜矿的特点,利用铜矿物之间可浮性的差异,采用“先硫后氧,先浮选易选氧化铜矿,再浮选难选氧化铜矿”的异步浮选的流程,对含铜3.99%的原矿,在条件优化试验的基础上,开展闭路试验,可以获得浮选硫化铜精矿含铜50.66%,铜回收率25.17%,氧化铜精矿含铜19.68%,回收率54.05%,浮选综合铜精矿回收率达到79.23%。     

采用闪速浮选提高金,铜的选矿回收率

本文分析了传统常规浮选金、铜矿物损失的原因，介绍了闪速浮选机的构造和提高金、铜浮选回收率的工作原理，指出闪速浮选是强化粗粒金、铜矿物早收，大幅度提高金回收率的有效工艺．对鸡笼山金铜矿，在磨矿分级回路中引入闪速浮选工艺，能提高金回收率５．１３％．铜精矿铜品位提高１．１１％．     

国外某铜矿选冶试验研究

国外某铜矿中铜含量为6．91％,且主要以氧化铜的形式存在,氧化率高达98．30％,结合率达45．60％,属高结合率的氧化铜矿。采用浮选和重选工艺难以有效回收。通过采用搅拌浸出一萃取一电积工艺可以获得较好的选冶指标。     

某含铜难处理金矿提金试验

分别采用直接氰化法、浮选—氰化法和碘化法处理某含铜难处理金矿,并考察了搅拌强度、浸出时间和矿浆温度对碘化浸金效果的影响。结果表明,采用直接氰化法在氰化钠用量为10kg/t时,金浸出率为82%左右,铜浸出率为40%左右;利用浮选—氰化法得到的浮选精矿中金、铜品位分别为36.9g/t和4.69%,金、铜回收率分别为57.41%和62.35%,浮选精矿中砷品位达到4.2%,浮选尾矿氰化金的浸出率为65.96%;碘化试验中金浸出率达到85.3%,铜浸出率低于1%。碘化法比较适宜处理该金矿,其最佳工艺条件为:搅拌强度400r/min、浸出时间2h、矿浆温度298K。     

广东某含铜炉渣浮选试验研究

针对广东某铜冶炼转炉渣进行了工艺矿物学及选矿试验研究,工艺矿物学显示该矿物中铜品位1.13%,脉石矿物主要为铁橄榄石等。该炉渣采用阶磨阶选工艺流程,在一段磨矿细度-74μm67.5%,快速浮选得到部分精矿,尾矿再磨细度-43μm94.9%条件下,可获得铜精矿品位20.05%(金3.85g/t、银202.5g/t),铜回收率76.85%(金58.71%、银78.45%)的浮选技术指标,同时,尾矿铜品位降到了0.27%,炉渣样中的铜资源得到了有效的综合利用。     

选冶联合提高甘肃某难浸金矿浮选尾矿金回收率的试验研究

甘肃某金矿矿石金质量分数为4.3×10-6,锑、砷和碳依次为0.48%、0.37%和1.84%,属于典型的复杂难处理锑金矿,现场生产采用"重选-浮选-浮尾氰化"工艺回收金和锑。由于矿石中金嵌布粒度粗细不均,锑、砷和碳等杂质含量高,导致金总回收率仅为82%,金损失严重。为提高金回收率,采用电子探针对浮选尾矿中金的赋存状态进行了研究,在此基础上开展了提高金回收率的试验研究。试验结果表明:浮选尾矿中部分金以晶格金或包裹金形式赋存于毒砂、黄铁矿和辉锑矿等硫化矿物中,氰化浸出过程中难以与浸出液接触,是导致金损失过高的主要原因;氰化浸出前先对浮选尾矿进行分级,分级后对+0.038 mm粗粒级进行再磨和活化浮选,强化对包裹金和晶格金的回收,然后再将粗粒浮选尾矿与-0.038 mm细粒级合并进行氰化浸出,金总回收率可提高约9个百分点,尾渣中金质量分数降低至0.3×10-6以下。     

某微细浸染型难处理金矿石选矿工艺试验研究

某微细浸染型难处理金矿石金品位5.08 g/t,金矿物以包裹金为主,且粒度分布不均匀。针对该矿石性质,进行了重选、浮选、氰化浸出工艺试验。结果表明:采用单一浮选工艺,金回收指标不理想;采用重选—重选尾矿浮选工艺,金综合回收率为86.45%;对重选—重选尾矿浮选得到的尾矿进行氰化浸出,金综合回收率可提高至94.55%;采用联合工艺流程处理该矿石是可行的,可获得较好试验指标。     

氰化尾渣还原焙烧—烧渣浮选富集金铜的试验研究

某复杂多金属金精矿采用直接氰化工艺提取金银后产出的氰化尾渣含Au 1.20 g/t、Cu 0.52%、S 47.50%、Fe 41.02%,具有较高的回收价值。采用还原焙烧—烧渣浮选工艺流程回收金、铜等,在最佳条件下,获得的金铜精矿产率为9.52%,金、铜品位分别为15.20 g/t、6.82%,回收率分别为76.16%、78.20%;铁精矿产率为90.48%,铁品位为65.80%,铁回收率为95.26%,指标良好,实现了氰化尾渣中金、铜、硫、铁等有价元素的高效综合回收,经济效益和社会效益显著。     

某斑岩型铜钼矿等可浮浮选分离研究

对某斑岩型铜钼矿进行了选矿试验研究。采用钼铜等可浮浮选再分离-强化选铜工艺流程,采用CSU31作等可浮浮选捕收剂,在原矿含铜0．49％、含钼0．0115％的条件下,获得了含铜26．71％、总铜回收率86．11％的铜精矿及含钼48．03％、钼回收率83．53％的钼精矿,实现了铜、钼矿物与脉石的有效分离,获得了良好的技术指标。     

四川某中基性岩浆岩型金矿选别试验研究

对四川省某岩浆岩型原生金矿（金品位为4.92×10^-6）进行工艺矿物学和选别试验研究。该原生金矿为毒砂、黄铁矿化蚀变中基性岩浆岩型金矿,金属矿物以黄铁矿为主,其次为毒砂,脉石矿物主要为蚀变矿物,以白云母为主,其次为次闪石。该矿采用常规的炭浸及全泥氰化浸出时浸出率较低。根据该矿石工艺矿物学性质,在粗磨细度为-0.074 mm含量占58.2%条件下,经一粗、一精、一扫选别,精选尾矿和扫选精矿集中返回粗选的闭路浮选试验,能获得金品位56.6×10^-6、金回收率为96.43%的金精矿,尾矿中金品位仅为0.19×10^-6,浮选所获金精矿属高砷、高硫金精矿。