从河口铜矿石中回收铜铁硫的选矿试验

云南河口铜矿石含Cu 0.59%、S 4.57%、Fe 26.98%,属伴生硫铁的低品位硫化铜矿石,铜、硫、铁在矿石中分别主要以黄铜矿、黄铁矿、磁铁矿形式存在,但有少部分黄铜矿与黄铁矿形成固熔体。采用铜硫混合浮选-铜硫分离浮选-浮选尾矿弱磁选工艺对该矿石进行综合回收铜、硫、铁的选矿试验,得到了铜品位为18.03%、铜回收率为93.07%的铜精矿,硫品位为52.02%、硫回收率为56.34%的硫精矿和铁品位为61.90%、铁回收率为27.38%的铁精矿,从而为该矿石的合理开发利用提供了技术依据。     

某锡铜共生硫化矿选矿试验研究

某锡铜共生硫化矿是以黄铜矿和锡石为主要有价矿物的多金属硫化矿石,同时含有大量的硅酸盐和碳酸盐及其钙、铁脉石矿物。根据该矿石性质复杂的特性,进行了多种选矿工艺流程和选矿药剂制度的试验研究,确定了最佳的选矿方法,达到对锡铜回收利用的目的。矿石原矿含铜1.05%、锡0.34%、硫7.19%,采用强选择性硫化铜捕收剂和锡石组合捕收剂,通过铜硫混浮—铜硫分离、粗粒锡石重选、细粒锡石浮选—摇床精选的联合工艺流程选别后,得到较好的选别指标：铜精矿中铜品位25.05%、回收率91.78%;锡精矿中锡品位42.20%、回收率64.32%。     

新疆某铜铁矿石选矿试验

新疆某铜铁矿石铜品位1.52%,全铁品位20.20%,70.07%的铜以硫化铜的形式存在,氧化铜中铜占29.86%,磁性铁仅占总铁的29.36%。为确定铜、铁回收适宜的选矿工艺流程,采用先浮铜再磁选铁的原则工艺流程进行选矿试验。结果表明,在磨矿细度-0.074 mm占80%、活化剂硫化钠用量500 g/t、捕收剂丁基黄药用量150 g/t、起泡剂2#油用量30 g/t的条件下,原矿经1粗2精2扫闭路浮选铜—浮铜尾矿1次弱磁选选铁流程处理,可获得铜精矿品位23.52%、回收率90.85%和铁精矿品位67.56%、回收率32.12%的良好指标,试验结果可作为该铜铁矿石高效开发利用的技术依据。     

内蒙古某复杂含磁黄铁矿铜硫矿石的浮选

某复杂硫化铜硫矿石因磁黄铁矿含量较高,含铜矿物与磁黄铁矿嵌布较紧密,并且铜硫矿物嵌布粒度不均匀,常规选矿工艺难以获得较理想选矿指标。在工艺矿物学研究的基础上,对该矿石的选矿工艺及药剂制度进行了详细的选矿试验。结果表明,采用"部分优先—铜硫混合浮选—混浮粗精矿再磨分离",并将部分优先浮选铜精矿返回铜硫分离精二中进行载体浮选的工艺,可获得铜品位19.91%、回收率95.20%的铜精矿,该工艺能显著提高铜回收率。研究结果对该矿石的生产工艺优化具有指导意义。     

陕西某铜金铁多金属矿选矿试验研究

陕西某铜金铁多金属矿矿石成分主要为黄铁矿、磁铁矿和黄铜矿,金主要赋存在硫化矿中。为综合利用该矿石,采用原矿经磨矿—抑硫浮铜—选硫—选铁,并将金富集在黄铜矿中的优先浮选工艺流程进行选矿试验研究。结果表明,采用该流程可较好实现该多金属矿的综合回收,选矿指标良好,其中铜精矿指标为铜品位20. 29%、铜回收率95. 62%、金品位36. 71 g/t,金回收率81. 90%;硫精矿指标为硫品位42. 67%,硫回收率56. 63%;铁精矿指标为全铁品位62. 51%,全铁回收率15. 10%。     

云南某铜选厂尾矿再选试验

云南某铜选厂矿石矿泥含量大,导致尾矿铜品位高并还含有大量矿泥。尾矿中铜主要分布在+37 μm粒级,铜在该粒级分布率为66.07%;-10 μm粒级产率为44.39%,而铜在该粒级分布率仅11.41%。采用旋流器预先脱泥、脱碳工艺进行预处理,在旋流器锥角为10°、沉砂口直径为3 mm、给矿压力为0.15 MPa、给矿浓度为11%时,获得的沉砂铜品位为2.35%、回收率为72.41%。沉砂中铜虽然主要以次生硫化铜形式存在,但铜的氧化率达30%以上。为确定沉砂的合理选矿工艺,进行了硫化铜、氧化铜依次选别和硫化铜、氧化铜混合选别探索性对比。结果表明,硫化铜、氧化铜依次选别工艺指标优于硫化铜、氧化铜混合选别工艺。采用硫化铜、氧化铜依次选别工艺,在磨矿细度为-0.074 mm占90%的条件下,以水玻璃、六偏磷酸钠为脉石抑制剂、硫化钠为氧化铜矿物活化剂、丁基黄药为捕收剂进行闭路浮选,获得了精矿铜品位为15.16%、作业回收率为81.05%、对原矿回收率为58.69%的选别指标。     

大宝山难选铜硫矿石选矿新工艺研究

广东大宝山铜硫矿石铜品位低,主要金属矿物黄铜矿与黄铁矿、磁黄铁矿等嵌布关系复杂,磁黄铁矿可浮性与黄铜矿相近,采用单一浮选工艺处理该矿石难以获得较好的铜硫分离指标。为探索该难选铜硫矿石铜硫高效分选工艺,在对其进行工艺矿物学分析基础上进行了选矿新工艺研究。结果表明:原矿磨细至-0.074 mm占80.10%,经1粗3扫铜浮选,粗选精矿再磨至-0.074 mm占90%经磁选脱除磁黄铁矿,非磁性产品经3次铜精选,可以获得铜品位为18.57%、回收率为80.26%的合格铜精矿,浮铜扫选尾矿经1粗1扫硫浮选,与磁性产品合并后可以获得硫品位为45.35%、回收率为87.12%的硫精矿,铜硫得到有效分离。     

国外极细酸浸铜渣浮选试验研究

国外某酸浸渣中铜的赋存状态较复杂,主要为次生铜,并含有部分硫化铜及氧化铜矿物。原矿中部分铜矿物嵌布粒度极细。原矿中铜氧化率高,含有大量易浮脉石,造成其在浮选过程中被夹带进入铜精矿,致使铜精矿品位不高。根据矿石性质特点,研究采用两粗三精两扫的工艺流程,在磨矿细度为77.3%-23μm,矿浆浓度在25%~33%条件下,使用瓜尔胶作为易浮脉石的抑制剂,碳酸钠作为pH值调整剂和矿泥分散剂,BP和B-130作为组合捕收剂,BP浮选硫化铜,B-130浮选氧化铜,柴油作为起泡剂的药剂制度,全流程获得铜精矿含铜18.62%,回收率90.1%的选矿指标。     

赞比亚某铜冶炼厂炉渣浮选回收铜

为回收赞比亚某冶炼铜渣中的铜,在工艺矿物学研究的基础上,探索铜渣的选矿工艺。原矿磨矿细度-74μm占85%,一次粗选、三次扫选、两次精选闭路浮选,获得铜品位25.64%、回收率70.74%的合格铜精矿。     

安徽某铜矿石选矿试验

安徽某铜矿石铜品位0.76%,含硫7.00%、含银7.57 g/t。91.20%的铜以原生硫化铜的形式存在,黄铜矿和黄铁矿是铜、硫的主要载体矿物,且黄铜矿嵌布粒度细小。为回收有价元素铜、硫,采用优先浮铜再选硫原则流程进行选矿试验。结果表明,以CaO为浮铜时黄铁矿的抑制剂、硫酸为选硫的活化剂,原矿经磨矿(-0.074 mm 90%)—1粗2精2扫优先浮铜—浮铜尾矿1粗1精1扫选硫闭路浮选工艺流程处理,可获得铜精矿品位24.23%、回收率87.01%和硫精矿品位37.75%、回收率72.93%的良好指标,富集在铜精矿中银含量207.70 g/t,伴随回收了银,实现了资源的最大化利用,可供确定选矿工艺流程参考。     

铜电解液电积脱铜制备高纯阴极铜

利用电积法制备高纯阴极铜, 研究了添加剂、电解液温度、电流密度以及Cu²⁺浓度对电积法脱铜制备高纯阴极铜质量的影响。当添加剂(骨胶: 明胶: 硫脲质量比为6∶4∶5)用量为40 mg/L, 电解液温度为55 ℃, 电流密度为200 A/m², 电解液中Cu²⁺浓度从48.78 g/L降至31.71 g/L时, 电积脱铜得到的阴极铜质量达到了高纯阴极铜标准(GB/T 467-1997); 其电流效率达到99.19%, 高纯阴极铜产率达到38.09%。电积脱铜制备高纯阴极铜不仅增加了阴极铜产量, 而且可大大减少电积时黑铜板和黑铜粉。     

提高红透山铜矿选矿回收率的研究

通过对红透山选矿厂选矿工艺现状及原矿性质的深入研究,根据有用矿物嵌布特性和对磨矿细度与金属回收率关系的研究,确定影响红透山选矿指标提高的主要因素是磨矿细度,进而对磨矿工艺进行了改进,以改变二段磨矿介质尺寸的方式,使磨矿细度提高3%～8%,铜、锌、金、银回收率分别提高了0.71、1.57、1.20、1.33个百分点。     

利用铜精矿直接制备超细铜粉

采用高能球磨对铜精矿进行活化预处理, 并通过超声场辅助矿浆电解的方法直接利用铜精矿制备出平均粒度小于10 μm的超细铜粉。超细铜粉经油酸和丙酮的表面改性处理后, 抗氧化性能得到提高。     

高铁生物浸铜液中铜的回收

在高铁生物浸铜液中通入H₂S气体, 生成硫化铜渣, 双氧水-硫酸浸出硫化铜渣, 得到硫酸铜溶液, 后经蒸发浓缩、冷却结晶制得硫酸铜。研究结果表明: 当生物浸出液pH=1, 反应温度为30 ℃, 反应时间为3 h时, 在生物浸铜液中通入硫化氢, 铜沉淀率接近100%; 双氧水-硫酸浸出硫化铜渣, 当双氧水与铜物质的量之比为6.4∶1, 反应温度为50 ℃, 液固比为15∶1, 硫酸浓度为3 mol/L, 反应时间为2 h时, 铜浸出率为92.1%; 所得浸出液中硫酸浓度为343.49 g/L, Cu²⁺浓度为 25.33 g/L, 通过蒸发浓缩、冷却结晶得到纯度为96%的硫酸铜, 其质量达到工业用硫酸铜质量标准(GB437-93)。     

铜渣生产硫酸铜的试验研究

湿法炼锌过程中,产出一定量的铜渣,对铜渣进行合理利用,将产生一定的经济效益和环保效益。探讨了时间、温度、氧气浓度、液固比、搅拌速度和浸出原液硫酸浓度对铜渣浸出的影响,得出了适宜的浸出条件,铜浸出率可达92%以上。浸出液采用蒸发浓缩—热过滤—再蒸发浓缩—冷却结晶的工艺,结晶通过4次热水逆流洗涤后,达到工业一级五水硫酸铜产品质量的要求。浸出和结晶流程铜的总收率为86.9%。     

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。     

易门铜冶炼渣选铜试验

易门铜冶炼渣成分复杂,铜品位为1.83%,主要铜矿物为硫化铜,占总铜的94.54%。为高效回收其中的铜,进行了选矿试验研究。结果表明,在磨矿细度为-0.045 mm占90%的情况下,采用1粗3精2扫、中矿顺序返回浮选流程处理该试样,可获得铜品位为18.27%、含银76.20g/t、铜回收率为84.86%、银回收率为44.06%的铜精矿。试验确定的选矿工艺流程较简单,不仅对铜有较好的回收效果,而且综合回收了其中的银,是该试样中铜的理想回收工艺。     

福建某铜矿石选铜试验

福建某铜矿石有用矿物有硫化铜和黄铁矿。对该矿石进行了优先浮铜工艺技术条件研究,结果表明,采用2粗4扫、粗精矿合并1次精选、中矿顺序返回流程处理,最终获得了铜品位为22.44%、铜回收率为90.23%的铜精矿,铜精矿硫回收率仅为17.58%,为铜尾矿选硫取得较高硫回收率创造了条件。     

从铜渣中综合回收铜、银的浮选试验研究

对国内某艾萨炉铜冶炼渣进行了回收铜和银的浮选试验研究。综合回收该铜渣中铜银的前提是：使铜与铁橄榄石、铅铁玻璃等脉石矿物充分解离; 清洁、活化被脉石矿物污染的铜矿物表面; 选择高效捕收剂回收密度大、粒度粗的金属铜。基于此, 确定磨矿细度-0.074 mm粒级占93%, 在球磨机中添加调整剂碳酸钠, 并以GD-3为捕收剂, 通过一粗三精二扫闭路浮选工艺, 获得了铜精矿铜品位29.55%、银品位146.30 g/t, 铜回收率90.99%、银回收率83.48%的技术指标, 为该铜渣的资源化利用奠定了基础。