某铜冶炼炉渣中铜的回收试验研究

某铜冶炼侧吹渣铜含量为 1.09%,转炉渣铜含量为 5.98%,侧吹渣和转炉渣按 5∶1 配矿后铜含量为 1.91%。为研究影响炉渣高效回收的因素和工艺条件,对炉渣进行条件试验。试验结果表明：自然缓冷时间和磨矿细度对炉渣回收的影响很大,延长自然缓冷时间、提高磨矿细度以及中矿再磨有利于炉渣中铜的回收。侧吹渣自然缓冷 8 h,转炉渣自然缓冷 36 h,磨矿细度在-0.045 mm 占 85% 的条件下,经过一粗二精二扫和中矿返回再磨的流程后,可获得铜品位为 21.35%、回收率为 90.01% 的铜精矿。     

云南某混合铜冶炼渣高效选铜新工艺研究

铜冶炼渣产量巨大,有价组分含量高,其回收利用具有重要的经济效益和环保意义。针对某混合铜冶炼渣,开展铜渣缓冷及磨浮工艺优化试验研究。首先,通过控制铜渣冷却方式,即自然冷却24 h—喷淋冷却24 h—自然冷却24 h,调节冶炼渣中铜矿物的结晶粒度大小和晶体成长形式。然后通过阶段磨矿、阶段选别的工艺流程,于磨矿回路中设立快速浮选,不仅提前获得了产率10.04%、铜品位21.02%、铜回收率60.24%的高品质铜精矿,还减少了进入后续磨浮流程的矿量,大大降低了再磨成本及药剂成本。最后,快速浮选尾矿再磨后,通过1粗2精2扫,使尾矿铜品位降低至0.29%。本研究提出的铜冶炼渣选矿工艺流程短、效率高,获得的精矿综合铜品位为20.70%、铜回收率为93.02%,达到国内先进水平。且尾矿可作为水泥厂添加料直接销售,选矿用水可直接回用,基本达到生产废渣与废水的零排放,为类似冶炼渣的综合回收利用提供较好参考,对实现我国铜产业可持续发展具有重要意义。     

粗精再磨工艺在某高铜镍比矿石选矿中的研究及应用

本文通过对某硫化铜镍矿的矿石性质调查发现,随着矿石深度开采,矿石中铜镍品位的变化明显,铜镍比由原来的0.64提升到现在的0.9左右。随着铜镍比的增加,一段粗精矿的铜镍品位呈现下降趋势,对一段粗选精矿进行单体解离度分析发现铜镍矿物的单体解离度不够是造成精矿品位降低的主要原因。因此,对一段粗精矿进行磨矿细度、药剂添加等工艺条件的小型试验研究,试验结果表明:(1)相对于其他细度条件,在粗精矿再磨后,细度为-0.043 mm/ 80%和添加丁黄药20 g/t条件下,产生的铜镍精矿的产率、铜镍品位和回收率较高;(2)在粗精矿再磨后不添加捕收剂条件下,随着细度的增加,得到的铜镍精矿产率降低,镍品位和回收率也降低,原因可能是由于磨矿过程中有用矿物表面发生脱药所致;(3)闭路试验结果表明:相对于粗精矿不再磨(细度-0.043 mm /69%),在粗精矿再磨后(细度-0.043 mm /80%)和再磨后添加丁黄药20 g/t条件下,产生的精矿产率提高0.64个百分点,镍品位和回收率分别提高0.63个百分点和4.61个百分点,铜品位和回收率分别提高0.57个百分点和5.54个百分点。通过粗精矿再磨工艺工业应用实践可知:相对于应用前,产生的精矿镍品位和回收率分别提高了0.81个百分点和2.94个百分点,铜品位和回收率分别提高了0.30个百分点和5.85个百分点,同时,精矿中氧化镁含量满足冶炼厂对产品的要求。     

某浮选金精矿浸出工艺优化试验研究

某浮选金精矿氰化浸出尾渣中Au品位1.58 g/t、Ag品位49.88 g/t,为了探索尾渣中目标矿物解离特征以及金、银未充分浸出的原因,对该浸渣开展了系统性工艺矿物学分析,结果表明,浸渣中裸露金含量占63.85%,这部分金在氰化浸出过程中属于可回收金;浸渣中有36.15%的金以包裹体形式存在,磨矿细度较粗是导致金金属流失的原因。在工艺矿物学研究基础上进行了浸出条件优化试验,确定适宜的金精矿浸出条件为:磨矿细度-0.037 mm粒级占95%、矿浆浓度50%、氰化钠浓度5 g/L、浸出时间36 h、溶氧度4.6 mg/L。在此条件下Au浸出率为99.30%,较现场生产提高1.73个百分点;银平均浸出率为64.41%,较现场生产提高24.41个百分点。     

艾萨磨在某高硫铜锌混合粗精矿铜锌分离中的应用

某高硫铜锌混合粗精矿在铜锌分离过程中难以获得铜品位18%以上的铜精矿,为解决铜精矿品位偏低的问题,进行了艾萨磨再磨工艺与现场球磨+水力旋流器再磨分级工艺对比试验研究。试验结果表明：采用艾萨磨工艺,铜锌分离作业可获得铜品位20.52%、锌含量2.38%、铜回收率89.32%的铜精矿,与现场球磨再磨工艺相比,铜精矿品位提高了2.82个百分点,锌含量降低了1.17个百分点,铜回收率提高了3.98个百分点。     

从湖南某冶炼厂铅渣中回收铅

为了实现绿色低碳回收铅冶炼渣中的铅,针对湖南某铅冶炼厂废渣进行工艺矿物学分析,提出了采用"磁选+浮选"联合选矿工艺流程,并对回收富集过程中的主要影响因素进行研究。试验结果表明:在磁选磨矿细度-74μm含量占70%、磁场强度为4 000kA/m、浮选磨矿细度为-45μm含量占80%时,硫化钠用量1 000g/t,丁基黄药用量150g/t,松醇油用量30g/t的条件下,经一段磁选和一粗二精二扫中矿返回"的闭路浮选联合工艺流程,使废渣铅品位从3.35%提高至16.53%、回收率达51.42%。可为固废处理行业从铅冶炼渣中回收铅提供参考。     

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。      

某铜冶炼渣选矿厂降低尾矿品位试验与实践

针对某铜冶炼渣选矿厂尾矿品位偏高的问题,进行了大量的工艺参数条件试验研究。试验结果表明,在一段磨矿细度-74 μm 64.8%、二段磨矿细度-45 μm 90.1%、快速浮选Z-200用量440 g/t、快速浮选2#油用量140 g/t、二段浮选Z-200用量140 g/t的条件下,浮选指标最优;同时,为了提高磨矿细度,改造了一段磨矿返砂槽、优化了磨矿介质控制参数。生产实践结果表明,炉渣含铜4.237%时,可获得铜精矿品位为20.696%,尾矿铜品位为0.286%的较好指标。     

某铜冶炼高品位混合铜渣选矿工艺研究

根据铜冶炼混合渣的性质,重点考察捕收剂种类、捕收剂用量、活化剂用量、中矿再磨等因素对渣选铜的影响。结果表明:丁基黄药作捕收剂,用量分别为粗选Ⅰ120 g/t,粗选Ⅱ60 g/t,扫选Ⅰ和扫选Ⅱ均为30 g/t;添加硫化钠作活化剂,添加量在粗选Ⅱ600 g/t、扫选Ⅰ300 g/t的条件下,闭路试验铜精矿品位为33.43%,铜回收率为94.96%。生产实践表明该工艺技术经济指标良好。     

某铜冶炼缓冷渣浮选回收铜的试验研究

某铜冶炼渣中铜品位为 2.07%,根据其矿石性质特点,应用快速浮选—快浮尾矿、再二次浮铜的原则工艺流程,确定各试验条件。铜冶炼渣在磨矿细度为-0.045 mm 占 80% 的情况下,采用快速浮选—快浮尾矿再经过一次粗选、两次精选和一次扫选的工艺流程,进行闭路试验,可获得铜品位为 28.30%、铜回收率为 43.14% 的快浮精矿,以及铜品位为 22.56%、铜回收率为 42.47% 的铜精矿。     

江西某铜选矿厂选铜工艺优化

江西某大型铜矿山受入选矿石嵌布粒度变细、嵌布关系变复杂、铜氧化率升高的影响,选矿生产指标不断下滑。为解决现场工艺流程的不适应问题,按较粗磨矿细度下部分优先浮铜-铜硫浮选-铜硫混合产品再磨后分离流程进行了选矿试验。结果表明,在一段磨矿细度为-0.074 mm占68%的情况下,采用1粗1精快速优先浮铜、1粗1扫铜硫混浮、优先浮铜中矿与混浮粗精矿合并再磨至-0.074 mm占98.07%后,再1粗1精1扫铜硫分离、铜硫分离中矿集中返回再磨的闭路流程处理该矿石,最终获得了铜品位为22.79%、铜回收率为86.04%的铜精矿,以及硫品位为43.86%、回收率为58.73%的硫精矿。该铜精矿品位和回收率较现场生产指标分别提高了1.46、3.60个百分点,指标改善显著。     

底吹铜熔炼渣中金银赋存状态及回收率提高探讨

某铜冶炼厂氧气底吹熔炼渣中金品位为0.11g/t，渣中金损失较多，生产上采用浮选法贫化熔炼渣回收金银，金回收率为57.08%，银回收率为65.23%，回收率较低。本文用扫描电镜探究底吹铜熔炼渣中主要组成物的形貌，确定熔炼渣主要矿物成分有冰铜、磁铁矿、铁橄榄石和玻璃体相。通过采用MLA仪器和选择性溶解方法对熔炼渣中金、银的赋存状态进行了研究。结果表明，偶见金属银与金属铜紧密连晶分布于硫化亚铜中；渣中硫化物包裹金占64.71%，硅酸盐包裹金占29.41%，裸露金占5.88%。底吹铜熔炼渣缓冷磨浮流程中被硅酸盐包裹的约30%的金很难回收，这是导致熔炼渣中金回收率低的主要原因。建议在熔炼过程中提高熔炼渣与锍充分接触碰撞的几率，使熔锍尽可能捕集到硅酸盐熔渣里的金银，从而降低熔炼渣中金银含量；在磨浮回收金银时，提高磨矿细度，使被硅酸盐包裹的金颗粒单体解离。     

西藏某选矿厂铜钼混合精矿分离浮选试验

西藏某大型铜钼矿石铜品位0.81%,钼品位0.017%,铜、钼分别主要以黄铜矿、辉钼矿的形式存在。选矿厂采用铜钼混合浮选—分离浮选原则流程进行生产,钼精矿品位和回收率较差,铜含量偏高。为获得合格的钼精矿产品,进行铜、钼分离浮选试验。结果表明,以铜品位20.17%、钼品位0.67%的铜钼混合精矿为给矿,在水玻璃用量1 000 g/t、硫化钠用量10 000 g/t、煤油用量80 g/t的条件下,1粗3精—精选3精矿再磨(-0.074 mm 90%)—2次精选闭路试验可获得钼品位46.52%、回收率82.47%、含铜1.21%的合格钼精矿和铜品位20.38%、回收率99.91%的合格铜精矿,金、银主要富集在铜精矿中,品位分别为12.29,562.50 g/t。相比生产指标,钼精矿品位提高10.37个百分点,回收率提高13.94个百分点,铜含量降低2.13个百分点,实现了混合精矿铜、钼的有效分离。试验结果可供选矿厂工艺流程升级改造提供技术依据。     

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。     

铜冶炼炉渣混合浮选工艺研究及生产实践

针对楚雄滇中有色金属公司铜冶炼过程产生的电炉渣、转炉渣进行了混合浮选研究。混合渣含铜1.710%,磨至细度为-50μm占90%后进入浮选作业,通过两次粗选、两次扫选、粗精矿不磨三次精选的工艺流程,可获得铜精矿品位为21%,尾矿品位0.28%以下,回收率85%以上的工艺指标。在实际生产中,通过对工艺流程的改造,又进一步优化了浮选指标。     

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。     

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。     

用分段活化—浮选法回收某锌浸渣中的银

某锌冶炼厂酸浸渣含银150~250 g/t，其中硫化银和单质银等可回收银仅占64.01%，银矿物粒度细且赋存形态复杂。针对该难选冶炼渣，采用分段活化—浮选工艺回收该酸浸渣中的银，并且控制矿浆Zn2+含量小于30 g/L，闭路试验可获得银精矿含银4 466.99 g/t、银回收率57.67%，相比现场银精矿品位及回收率均有较大幅度提升。      

Ausmelt炉冶炼渣含铜等离子体贫化探索

新疆五鑫铜业有限责任公司采用Ausmelt铜冶炼技术,电炉贫化渣含铜量为0.5% ~ 0.7%,比国内一些正在开采利用的原生铜矿品位还要高,具有极大的利用潜力。本文首次将等离子体技术用于铜渣贫化,试验结果表明：等离子体具有的瞬间高温,可以打破渣中无定形玻璃体包裹,使铜粒子聚集长大,降低贫化渣含铜量;在以氮气作为工作气体,气体流量 40L/min,反应时间 20 min,静置 120 min的试验条件下,等离子体反应可以将熔炼渣含铜降低至 0.36%;添加焦炭能提高等离子贫化反应效率,贫化后可将渣含铜降至 0.3%以下。     

提高某铜锌硫化矿石选别指标的试验研究

某铜锌硫化矿随着开采向深部延伸,地质条件发生变化,矿石中出现了大量的磁黄铁矿,且矿物共生关系变得更为复杂。选矿厂按原有铜、锌依次浮选工艺组织生产,选铜时由于磁黄铁矿的干扰和磨矿细度不足而导致铜锌分离效果不佳,选锌时则由于流程结构不尽合理而导致锌回收率较低。针对这些问题开展选矿工艺流程优化研究,在选铜前先通过1次磁选将磁黄铁矿脱除并将入选细度由-0.074 mm占70%提高到-0.074 mm占80%,在选锌时增加1次扫选、1次精选和1次精扫选,最终获得了铜品位为21.68%、锌含量为0.62%、铜回收率为93.14%的铜精矿和锌品位为48.87%、锌回收率为74.92%的锌精矿。与模拟现场工艺流程所获闭路试验指标相比,优化后工艺流程所获铜精矿的铜品位和铜回收率分别提高了0.70和1.45个百分点、锌含量降低了2.83个百分点,所获锌精矿的锌回收率提高了3.67个百分点,优化效果明显。