铜冶炼渣直接还原焙烧—磁选回收铜、铁试验研究

铜冶炼渣中含有铜、铁等有价金属，其中铜金属可通过直接浮选回收，但铁的矿物组成复杂，很难直接通过磁选回收。以含铁38.76%、含铜2.26%的铜冶炼渣为研究对象，在矿石性质研究基础上，以烟煤为还原剂，通过直接还原焙烧—磁选工艺回收铜渣中的铜、铁。结果表明，铜冶炼渣、烟煤和还原助剂氧化钙以100∶25∶20的质量比混合，在焙烧温度1 200 ℃，焙烧时间80 min的条件下直接还原焙烧铜渣；焙砂在磨矿细度为-0.045 mm含量占80%，磁场强度为111 kA/m的条件下进行磁选试验，最终可获得铁品位为91.54%，铁回收率为90.54%，铜品位为6.06%、铜回收率为89.04%的含铜铁精矿，研究结果可为铜冶炼渣的回收利用提供依据。     

还原焙烧浸出低品位含铜硫酸渣中的铜

某低品位含铜硫酸渣铜品位为0.29%,铁品位为56.11%,直接采用浮选或硫酸浸出均无法回收硫酸渣中的铜,且影响最终铁精矿的质量,造成铜、铁资源浪费。研究发现,硫酸渣经还原焙烧后,铜主要以硫化铜形式存在,矿物嵌布粒度较细。探讨了浸出剂硫酸浓度、磨矿细度、浸出温度、液固比、浸出时间等参数对还原焙烧后硫酸渣中铜浸出的影响。在浸出剂H2SO4体积浓度为3%、磨矿细度-0.045mm占74.55%、浸出温度70℃、固液比1∶4(g/mL)、浸出时间为3h的最佳浸出条件下,铜的浸出率为77.63%,浸渣Cu含量为0.066%。硫酸渣原样经还原焙烧—磨矿—铜浸出—磁选分离试验,铜的浸出率可达82.68%,还可得到铁品位为66.45%、含铜品位为0.052%的合格铁精矿。实现了硫酸渣中铜、铁资源的回收。     

广西某难选褐铁矿选矿工艺研究

广西某难选褐铁矿原矿铁品位为36.71%。针对该矿性质,采用强磁选、重选、浮选、还原焙烧-弱磁选等工艺进行了选矿试验研究。结果表明,采用还原焙烧—弱磁选的联合工艺流程获得的选矿指标远高于其它选矿方法,该工艺最终获得铁品位为58.76%、铁回收率为82.86%的铁精矿产品。     

铜尾渣直接还原焙烧——磁选 回收铁的试验

某铜冶炼渣浮选尾渣中含铁36.80%,铁主要铁橄榄石和磁铁矿的形式赋存,根据其矿石性质特点,以烟煤为还原剂,应用直接还原焙烧—磁选工艺回收铜尾渣中铁。试验结果表明:将铜尾渣与烟煤和作为助还原剂的CaO按100∶30∶20的质量比混合,在焙烧温度1 200℃,焙烧时间为60 min,磨矿细度为-0.045 mm含量占80%,磁场强度为127.32 kA/m的条件下,可获得铁品位为91.68%、铁回收率为82.24%的铁精矿。     

某含铜硫金矿综合利用试验研究

采用原矿浮选—浮选硫精矿焙烧—焙烧渣浸铜—浸铜渣氰化浸金的工艺对湖南某难选金矿进行试验研究,结果表明,铜回收率74.00%;金回收率91.14%;焙烧烟气为SO2,硫回收率95.17%;最终浸出渣为铁精矿品位68.72%、铁回收率86.23%。此工艺可综合回收硫、铜、金、铁四种元素,实现资源的综合利用。     

某含铜菱铁矿磁化焙烧选矿试验研究

对某含铜菱铁矿进行了磁化焙烧-磁选回收铁以及磁选尾矿浮选回收铜的试验研究.在焙烧温度800℃、焙烧时间60min、磁选场强96 kA/m以及浮选采用丁黄药+丁胺黑药各100 g/t等工艺条件下,分别获得了产率为61.85％、品位为64.64％、铁回收率为97.88％的铁精矿和产率为0.25％、品位为19.54％、铜回收率为29.37％的铜精矿.     

赤城县石槽铜铁矿选矿试验研究

针对石槽钢铁矿矿石进行了原矿直接磁选、原矿先浮选—浮选尾矿磁选流程试验研究。通过试验,最终确定采用先浮后磁选矿工艺.先浮选回收铜,然后对浮选尾矿进行磁选选别铁,铜、铁粗精矿分别再磨精选的工艺流程。小型闭路试验获得了铜品位21.05%、铜回收率76.04%、含金1.78g/t、金回收率41.83%、银278g/t、银回收率39.62%的铜精矿和铁品位63.17%、铁回收率75.58%的铁精矿.有价元素得到综合回收。     

磁化焙烧某赤褐铁矿选矿工艺试验

以某赤褐铁矿为研究对象,根据赤褐铁矿的矿石特性,采用还原焙烧—磁选工艺对其进行了试验研究。结果表明:还原焙烧—磁选工艺可有效地富集该赤褐铁矿中的铁,最终得到了铁品位为55.77%、回收率为85.48%的铁精矿。     

攀钢密地选矿厂总尾矿深度回收方案的探讨

针对福建某氰化尾渣,采用浮选、焙烧、浸出、磁选进行金、铁以及硫的回收利用。试验先进行黄铁矿的浮选,得到硫品位38.63%,回收率86.97%硫精矿,其中含金5.26g/t,金回收率为74.59%。然后硫精矿进行焙烧制硫酸,硫总体回收率为85.80%,烧渣进行还原焙烧后进行浸金,金浸出率为95.49%,浸出后进行弱磁磁选,得到品位为61.56%的铁精矿,铁总体回收率为73.15%。有效的回收利用了氰化尾渣中的有价元素。     

某铜铁矿尾矿再选试验研究

湖北某铜铁矿尾矿含铜0.058%、含铁15.85%,57.11%的铁赋存于磁铁矿中,70.15%的铜赋存于斑铜矿中。采用浮选回收铜矿物、浮选尾矿经再磨—磁选回收铁矿物流程进行试验。试样经1次粗选7次精选获得铜品位2.636%、回收率75%的铜精矿;铜粗选尾矿经再磨、磁选获得铁品位39.80%、回收率50.97%的铁精矿。     

某锌冶炼渣回收铜的工艺研究

湖北某锌冶炼渣铜品位约为1.01%，铜主要以类质同象形式赋存于磁黄铁矿中，其次是铁氧化物（磁铁矿和赤铁矿）中，主要脉石矿物为玻璃质等。该论文首先研究锌冶炼渣的矿物组成及铜的赋存状态，之后分别对原渣样品和渣磁选除铁尾矿进行了选铜工艺试验，探索了不同种类抑制剂和捕收剂对铜金属回收的影响。结果表明，原冶炼渣样粗选采用丁铵黑药+乙硫氮组合捕收剂，经过1次粗选、2次精选和1次扫选开路选别流程，可以得到铜品位5.10%、回收率66.09%的铜精矿。冶炼渣磁选除铁尾矿粗选采用丁铵黑药捕收剂，经过1次粗选、2次精选和1次扫选开路选别流程，可以得到铜品位3.45%、相对磁选尾矿回收率57.61%的铜精矿。      

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。      

铜冶炼渣中铁的生物炭深度还原—磁选回收试验

铜冶炼渣中铁含量达30%~40%,但铁元素主要以铁橄榄石的形式存在,采用传统方法难以回收利用。以可再生生物炭为还原剂,通过深度还原—磁选回收铜冶炼渣中的铁,考察了还原条件对铜冶炼渣深度还原的影响。当还原温度为1 200 ℃、还原时间为75 min、CaO用量10%、碳氧摩尔比为1.5时,深度还原产品的金属化率达到86.83%,经过磨矿磁选可获得铁品位为62.84%、回收率为81.92%的磁选精矿。铜冶炼渣中主要含铁矿物有Fe2SiO4、Fe3O4及少量的Fe2O3,其还原过程为Fe2SiO4→FeO→Fe、Fe2O3→Fe3O4→FeO→Fe,得到的金属铁逐渐聚集长大最终形成有利于磁选分离的金属铁颗粒。     

磁选—反浮选回收某铜冶炼渣选铜尾矿中的铁

为了回收某铜冶炼渣中的铁, 在工艺矿物学研究基础上, 进行了磨矿—弱磁选—反浮选技术研究。研究结果表明, 样品中Fe含量高达47.14%, 主要赋存于磁铁矿和含铁硅酸盐中, 分布率分别为53.01%、44.38%。在磨矿细度-0.030 mm占95.31%时, 采用弱磁选—反浮选工艺, 可获得产率35.51%、TFe品位62.71%、铁回收率47.03%的铁精矿; 尾矿可作为水泥铁质调整料销售。最终实现铜渣中铁金属的综合回收及无尾排放。      

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。     

碳热还原法从铜渣中回收铁钼合金

湖北某铜冶炼厂电炉渣浮选铜后的尾渣，Fe品位为35.37%，Mo品位为0.30%，其中铁主要以磁铁矿和铁橄榄石形式存在，钼存在形式复杂，以氧化物为主，同时与铜渣中Si、Fe等之间形成化学键。若采用 直接磁选回收铁，常规浮选回收钼，铁与钼均不能被有效回收。为使铜渣中的铁与钼资源可最大化回收再利用，以煤粉作还原剂，氧化钙与氧化铝作造渣剂，采用熔融直接还原工艺制备铁钼合金，从而一并回收铜渣 中的铁和钼。探讨了还原温度、还原时间、煤粉用量、氧化钙用量、氧化铝用量等因素对Fe、Mo在合金中的回收率及品位的影响。结果表明在还原温度1 400 ℃、还原时间60 min、煤粉用量、氧化钙用量、氧化铝用 量分别是铜渣量的20%、20%、10%等优化条件下，Fe、Mo在合金中回收率分别为89.03%、98.44%，品位分别为91.70%、0.86%。     

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。     

广东某含铜污泥冶炼渣富集工艺研究

某含铜污泥冶炼渣（以下简称铜渣）含铜3.50%,铜主要以金属铜和铜镍锡合金的形式存在,含铜物质嵌布粒度粗细不均匀,其中-0.01mm难选粒级占55%左右。对该铜渣开展浮选工艺研究,考察了磨矿细度、粗选pH和丁基黄药用量等条件对浮选指标的影响,并进行了全粒级浮选和筛分—浮选流程的开路对比试验。结果表明,在磨矿细度为-0.075 mm占85.76%的条件下,以丁基黄药为捕收剂,松醇油为起泡剂,全粒级开路浮选最终可获得铜品位为20.56%、铜回收率为65.98%的铜精矿;而筛分—浮选最终可获得铜品位15.65%、铜回收率56.52%的浮选铜精矿和铜品位22.56%、铜回收率18.63%的+0.15 mm产品,铜的综合回收率达75.15%,尾矿铜品位降低至0.49%。全粒级闭路浮选中矿易累积,而筛分—浮选闭路试验流程稳定,最终+0.15 mm产品和浮选精矿的综合铜回收率为85.15%、铜品位为11.90%,满足回炉冶炼要求。     

广东某含硫铁低品位铜矿石选矿工艺研究

广东某含硫铁低品位铜矿石主要有用元素铜、硫、铁品位分别为0.51%、27.68%、34.07%。铜赋存状态复杂,以次生硫化铜形式存在的铜占总铜的54.91%,水溶性铜占总铜的26.39%,采用常规浮选方法选别铜回收率低。为探索该矿石中铜、硫、铁的高效分选工艺,对其进行了选冶工艺研究。结果表明：原矿磨细至-0.074 mm占72%时,采用pH=3的硫酸溶液为浸出剂,在液固比为4 mL/g、搅拌转速为1 400 r/min、浸出时间为24 h条件下浸铜,可以获得铜浸出率为93.33%的指标;铜浸渣经自来水搅拌洗涤至pH=6以后,以丁黄药为捕收剂、2号油为起泡剂,经1粗1扫硫浮选,可获得硫品位为48.44%、对铜浸渣回收率为95.57%的高品质硫精矿;浮硫尾矿在磁介质为Φ2 mm棒介质、脉动冲程为16 mm、冲次为280次/min、背景磁感应强度为0.6 T条件下,经1次高梯度强磁选选铁,可获得铁品位为51.42%、对铜浸渣回收率为17.02%的铁精矿。以上试验结果说明,采用铜浸出-硫浮选-铁磁选的工艺流程可以实现矿石中铜硫铁的有效分离。