国外某铜金硫化矿石选矿试验研究

国外某铜金硫化矿石氧化程度较低,铜、金是主要有价金属,铜矿物主要为黄铜矿,金矿物主要为裸露金,金与铜矿物共伴生关系密切,以裂隙和粒间金的形式存在于黄铜矿中。为高效回收矿石中的铜、金矿物进行了浮选试验。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm80%条件下,以石灰为pH调整剂、BK916G为捕收剂、BK204为起泡剂,采用2粗2扫工艺流程混浮铜金,铜金混合粗精矿再磨至-0.038 mm 80%后进行3段精选,最终得到Cu品位23.50%、Cu回收率90.46%、Au品位17.91 g/t、Au回收率76.96%的铜金混合精矿。实现了铜、金的高效回收。     

某难选铜矿石选矿试验研究

某难选铜矿石原矿含铜1.38%,含硫11.84%,含金0.16g/t,原矿主要以硫化铜矿为主,原生硫化铜矿占比32.56%,次生硫化铜矿占比64.83%,铜矿物嵌布粒度粗细不均匀,部分铜矿物与黄铁矿紧密共生,铜硫分离困难。针对该难选铜矿石,采用铜快速浮选-快速浮选尾矿铜硫混浮-混浮粗精矿再磨的工艺流程回收铜金银,闭路试验通过铜快速浮选,一次铜硫混浮粗选,二次混浮扫选,铜硫混浮粗精矿再磨后一次铜粗选,二次铜扫选,二次铜精选的工艺流程,最终获得含铜21.52%、金1.86g/t、银163.42g/t,铜回收率63.95%、金回收率47.11%、银回收率51.68%的铜精矿1;含铜19.67%、金1.43g/t、银139.76g/t,铜回收率28.08%、金回收率17.40%、银回收率21.23%的铜精矿2;铜综合回收率92.03%,伴生金综合回收率75.19%,实现了该难选铜矿石铜金银高效回收。     

从西藏某斑岩型硫化铜矿中综合回收铜金浮选新工艺

西藏某斑岩型铜矿中含铜1.10%～1.30%、含金0.04～0.08g/t,矿石中铜矿物以辉铜矿为主、黄铜矿次之,铜矿物嵌布粒度细、且嵌布关系复杂,金主要与铜矿物和黄铁矿伴生,原有工艺铜精矿中的金难以富集到1g/t以上,且铜回收率偏低。为高效综合回收矿石中的铜金资源,开发了低碱条件下"铜硫部分混合浮选"新工艺,并以新型捕收剂ZH-01为铜硫混选的捕收剂,铜硫混选粗精矿经一次精选后,获得合格的铜精矿。实验室小型闭路试验结果表明,在磨矿细度-74μm含量占70%、原矿含铜1.21%、含金0.06g/t的条件下,获得了含铜35.27%、铜回收率94.12%,含金1.11g/t、金回收率56.23%的铜精矿。与现场工艺相比,新工艺不仅提高了铜的回收率,伴生金也得到了综合回收,实现了矿石中铜金的高效综合回收。     

贵州某铜尾矿铜金回收浮选试验

贵州某铜尾矿-200目含量为40.17%,主要金属矿物有黄铜矿、黄铁矿、磁黄铁矿、斑铜矿,并伴生有少量的金、银。黄铜矿与黄铁矿、磁黄铁矿等共生关系密切,呈细粒、微细粒不均匀嵌布,部分粒度极细,难以单体解离;金主要为裸露金和黄铜矿包裹金。为了高效开发利用该二次资源,进行了铜金综合浮选回收试验。结果表明,在磨矿细度为-200目占80%的情况下采用1粗2精2扫、精矿2再磨至-325目占85%后2次精选、中矿顺序返回流程处理该试样,最终获得了铜、金、银品位分别为13.05%、18.75 g/t、229.62 g/t,铜、金、银回收率分别为58.70%、56.66%、43.72%的铜金精矿。     

无捕收剂高效浮选陕西某高金多金属硫化矿石试验

陕西某高金多金属硫化矿石金品位5.78 g/t,有综合回收价值的伴生铜、铅、硫、银品位分别为0.22%、0.28%、3.05%、6.75 g/t;金主要以裸露及半裸露形式存在,铜、铅均以硫化相为主;矿石中自然金以粗粒为主,其次为中粒金、巨粒金和细粒金,银主要赋存于自然金中,主要铅矿物方铅矿、主要铜矿物黄铜矿均以中—粗粒为主,与黄铁矿关系密切,主要硫矿物黄铁矿也以中—粗粒为主。为高效开发利用该资源,在常规捕收剂浮选工艺指标不理想的情况下开展了无捕收剂浮选工艺研究。结果表明,无捕收剂浮选工艺精矿品位和回收率均明显高于有捕收剂浮选工艺,铜金精矿Cu、Au、Ag品位分别提高2.67个百分点、116.38 g/t、125.01 g/t,回收率分别提高0.76、6.79、8.29个百分点;铅精矿Pb、Au、Ag品位分别提高35.03个百分点、59.48 g/t、288.17 g/t,Pb、Au回收率分别提高3.80、0.06个百分点;硫精矿S品位和回收率分别提高0.48、6.27个百分点。因此,无捕收剂浮选工艺可作为处理该矿石的原则工艺,经济效益和环境效益均非常显著。     

西藏某细粒嵌布难选硫化铜矿选矿实验研究

西藏某细粒嵌布难选硫化铜矿含铜0.45%,含硫3.1%,铜氧化率9.91%,矿石中铜矿物以黄铜矿为主,黄铜矿分布极不均匀,部分呈微细粒状,与脉石不易单体解离,是影响铜矿物回收的重要因素。实验采用铜硫混浮、粗精矿再磨后铜硫分离、铜硫混浮尾矿脱硫的工艺流程,药剂制度以石灰为调整剂,A4和丁铵黑药为铜矿物捕收剂,戊基黄药为黄铁矿捕收剂,MIBC为起泡剂,闭路实验取得了良好的选矿技术指标:铜精矿铜品位25.32%,铜回收率85.56%;金品位21.02 g/t,金回收率63.37%;银品位119.25 g/t,银回收率80.53%。同时,获得一个含硫19.82%、回收率78.20%的硫精矿,矿石中的黄铁矿得到综合回收。      

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。     

国外某难选金铜矿综合回收选矿试验研究

国外某难选含砷金铜矿采用浮选—氰化联合选别工艺,组合抑制剂抑砷,综合回收了矿石中的铜和金。浮选优先获取了可以直接销售的含砷合格铜金精矿,浮选尾矿氰化浸金补充回收了残留在其中的金,使铜、金综合回收率分别达到了78.73%和94.50%。     

某金矿石选矿试验

某蚀变碎裂岩型金矿石中金以裸露金和半裸露金为主。对该矿石进行了浮选试验研究,结果表明,该矿石在磨矿细度为-200目占65%的情况下,以丁铵黑药+丁基黄药为组合捕收剂,采用1粗2精2扫、中矿顺序返回流程处理,最终获得了金品位为72.19 g/t、银品位为67.64 g/t、金回收率为96.00%、银回收率为72.07%的金精矿。     

新疆某含可溶铜高硫金铜矿石选矿试验

新疆某高硫金铜矿石含有可溶性铜盐，经铜离子活化的硫铁矿在浮铜金时难以抑制，导致铜金精矿品位较低。为解决该问题，进行了水溶性铜的回收试验、酸浸+1粗1精2扫浮选流程与水浸+1粗1精2扫浮选流程比较试验。结果表明，采用硫酸浸出，铜浸出率可达36.04%；酸浸有助于提高铜回收率以及铜金精矿铜、金品位，但对金的回收率有小幅影响。     

西藏某低品位含金复杂难选铜矿选矿工艺研究

西藏某低品位硫化铜矿原矿含铜0.44%,铜氧化率为8.3%,伴生金品位0.12g/t。铜矿物主要是黄铜矿,少量的辉铜矿、铜蓝,微量氧化铜矿物；脉石矿物主要为石英、绢云母、绿泥石等。硫化铜矿物嵌布粒度微细,与脉石矿物共生关系紧密,解离困难,且易泥化脉石矿物含量多,是影响铜精矿品质的主要原因。针对该矿石特点,推荐采用“铜硫混浮-混合精矿再磨-铜硫分离”工艺替代原优先浮选工艺,结果表明,闭路试验可获得铜精矿铜品位19.82%,含金4.46g/t,铜回收率87.0%,金回收率73.8%的试验指标。与原工艺相比,铜及伴生金回收率均明显提高。     

AMICS在铜矿伴生金银综合回收中的应用

某铜矿石中铜品位为0.53%,其中伴生有价元素金、银的品位分别为0.11 g/t和2.76 g/t,虽然相对较低,但仍具有一定的综合回收利用价值。运用AMICS(Advanced Mineral Identification and Characterization System)对该铜矿中的伴生金银进行了赋存状态研究。查明了该矿石中金银矿物的种类、金银矿物的嵌布特征和嵌布粒度,以及影响它们回收的最主要因素,为其综合回收提供了理论依据。     

西藏某含金浸染状次生硫化铜矿石浮选回收铜金试验

西藏某浸染状次生硫化铜矿石铜品位为1.86%，原生硫化铜占总铜的15.05%，次生硫化铜占总铜的76.88%，主要铜矿物为斑铜矿、黄铜矿，其他金属矿物有黄铁矿、磁黄铁矿等；脉石矿物以石榴石、辉石、石英等为主。为了确定该矿石中铜、金的适宜回收工艺，进行了选矿试验。结果表明，矿石在磨矿细度为-0.074 mm占70%的情况下进行1粗2精快速浮选，1粗2扫常规浮选，快速精选1尾矿与常规粗选精矿合并再磨至-0.038 mm占80%的情况下进行1粗2精2扫铜硫分离，获得的快速浮选精矿铜品位为27.05%、金品位为8.28 g/t，铜、金回收率分别为60.79%、50.90%；常规浮选铜精矿铜品位为17.06%、金品位为5.02 g/t，铜、金回收率分别为29.81%、23.99%。快速浮选+常规浮选、快速精选1尾矿与常规浮选粗精矿再磨再选工艺流程既能避免铜矿物的过磨，保证铜的回收率，又可得到较高品位的铜精矿，获得较好的铜、金回收指标。     

Effect of clay minerals on pulp rheology and the flotation of copper and gold minerals

In this study, the effect of bentonite and kaolinite minerals with low and high crystallinity on pulp rheology and the flotation of copper and gold minerals was investigated. It was found that clay minerals modified the pulp rheology depending on the type of clay minerals present. Bentonite, a 2:1 structured clay mineral increased pulp viscosity more significantly than kaolinite, a 1:1 structured clay mineral, and poorly crystallized kaolinite increased pulp viscosity more than well crystallized kaolinite. It was also found that pulp rheology modified by clay minerals was strongly correlated with copper and gold flotation. The higher pulp viscosity corresponded to the lower copper recovery. While high pulp viscosity was related to the decreased gold flotation, slightly increased pulp viscosity by clay minerals enhanced gold flotation.     

蒙古某铜矿伴生金银浮选回收工艺技术研究

蒙古某铜矿含铜0.61%,含硫2.57%,含金0.80g/t,含银15.12g/t,矿石中铜矿物主要为黄铜矿、斑铜矿及辉铜矿,脉石矿物有石英、长石、云母等。矿石中金、银等有价元素与黄铜矿、黄铁矿等金属矿物之间嵌布关系密切。本文研究针对该矿石特征,采用铜优先-铜和脉石浮选分离工艺流程,粗选采用选择性捕收剂BKH优先选铜,精选采用新型抑制剂BKL抑制脉石矿物,最终获得实验室闭路试验结果为：铜精矿含铜24.85%,铜回收率81.88%；含金21.87g/t,金回收率55.00%；含银515.80g/t,银回收率68.89%。     

云南某低品位铜矿石中伴生金的强化回收

云南某低品位铜矿石铜、金品位分别为0.35%、0.114 g/t,现场以丁基黄药为捕收剂,在磨矿细度为-0.075 mm占74.30%的条件下浮选选铜,并使金在铜精矿中富集,获得的铜精矿铜金回收率分别为91.60%和45.70%。为提高金的回收效果,以现场工艺流程为基础,以提高金回收率为主要目标进行了浮选选铜试验。结果表明,在磨矿细度为-0.075 mm占80%的情况下,以Z-200+丁铵黑药为捕收剂,730A为起泡剂,采用1粗3精2扫、中矿顺序返回的闭路试验流程回收铜和金,最终获得的铜精矿铜品位为22.48%、含金4.53 g/t、铜回收率为92.85%、金回收率为56.30%。可见,以Z-200+丁铵黑药为捕收剂,不仅能显著提高铜精矿金回收率10.60个百分点,而且能小幅提高铜回收率1.25个百分点。     

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。     

某铜矿石可选性试验

某铜矿石铜矿物主要为黄铜矿,脉石矿物中主要是斜长石,分选过程中要求同时得到铜精矿和硫精矿。根据矿石性质,通过浮选条件试验和流程试验,结果如下:采用混合浮选—分离浮选流程,当磨矿细度为75%-0.076mm左右时,可获得的铜精矿含铜25.31%、含金6.7g/t,铜、金回收率分别为87.50%、84.52%。试验中未获得合格的硫精矿;采用一粗一扫二精选别流程,可获得单一的铜精矿。其铜品位与回收率分别为19.13%与88.13%,铜精矿含金5.33g/t,金的回收率为89.55%。方案Ⅰ铜精矿指标较好,方案Ⅱ流程简单、生产成本低。     

PVC废塑料与石煤混合焙烧-酸浸提钒试验

石煤提钒过程中，为提高钒浸出率，往往会在焙烧阶段添加添加剂，而PVC废塑料则是没有得到很好回收利用的大宗废弃物。针对这一状况，以PVC废塑料为添加剂，进行了石煤提钒工艺条件研究。结果表明：①在焙烧过程中加入与石煤质量比为10%的PVC废塑料，在升温速率为10 ℃/min，焙烧温度为800 ℃，焙烧时间为60 min，焙砂酸浸的硫酸体积浓度为15%，液固比为1.5 mL/g，浸出温度为95 ℃，浸出时间为4 h情况下，钒浸出率可达92.60%，与空白焙烧-酸浸工艺相比，钒浸出率提高了6.50个百分点。②石煤焙烧阶段加入10%的PVC废塑料后，石煤中各主要元素的浸出率有不同程度的提高，说明PVC的加入有助于破坏石煤的矿物结构，促进后续酸浸过程中钒的浸出，但并不给后续富集钒和沉钒工艺带来不利影响。因此，在石煤提钒焙烧过程中添加PVC废塑料，可改善钒的浸出效果，降低钒的浸出成本，实现PVC废塑料的综合利用，经济效益和环境效益显著。