河西金矿选冶工艺技术改造与生产实践

论述了河西金矿选矿工艺存在破碎磨矿细度不够、浮选时间不足以及氰化时间不够等问题,为了提高生产技术指标,采取了减缓破碎负荷、提高磨矿细度、增加浮选时间等选矿工艺技术改造措施,流程改造后,浮选回收率提高1.43%,氰化浸出率提高0.55%,并且能耗和药剂等消耗有所降低。     

提高钼选矿回收率的试验研究

针对某钼矿选矿回收率偏低的问题,通过矿石性质研究和选矿工艺试验,确定采用柴油作捕收剂,提高磨矿细度,抛弃精扫尾矿,使得选钼回收率提高了1.9%。     

黄金选矿厂磨矿细度优化模型研究与应用

磨矿细度会影响选厂的许多指标,对于选矿回收率的影响尤其复杂,为了量化描述磨矿细度对其他指标的影响,追求经济上最优的磨矿细度,采用线性回归、BP神经网络等分析方法,建立了磨矿细度与选厂小时利润间的数学模型,将模型应用于某黄金选厂的磨矿细度优化中,计算出了最优的磨矿细度,验证了模型的可行性。研究结果表明,BP神经网络可以很好地解决磨矿细度与选矿回收率之间关系难以准确描述的问题,对于该选厂,将磨矿细度(-200目含量)从50%提高到55%,磨矿成本增加0.44元/t,处理量下降3.7 t/h,回收率提高0.69个百分点,年增加税前利润430万元。     

某低品位铜矿选矿工艺条件优化研究

某铜矿因原矿品位变低,选矿指标下降。为优化选矿工艺条件,对原矿性质、选别流程对比、磨矿细度、药剂制度等进行了试验研究。试验结果表明,优化磨矿细度和药剂制度,采用粗磨抛尾混合浮选工艺,可获得较好的主、伴生金属选矿指标:铜精矿品位25.4%,回收率89.95%;钼精矿品位46.87%,回收率76.15%;铜精矿含金4.14g/t,回收率76.59%;铜精矿含银43.0g/t,回收率72.39%。因此,粗磨抛尾混合浮选是某低品位铜矿适宜的选矿工艺流程。     

粗粒闪速浮选试验研究

针对矿石特性,结合多年生产实践,根据先进的磨矿、浮选理论,从浮选工艺入手,研究对分级溢流粗粒进行闪速浮选,可解决因磨机台效大幅度提高而导致磨矿细度降低,影响选矿回收的问题,能提高选矿回收率1.67%.但是,选择高效、实用的粗粒浮选设备,是成功实施粗粒闪速浮选工艺的关键.     

某低品位微细粒嵌布赤铁矿选矿试验研究

采用阶段磨矿-弱磁获精-强磁抛尾-反浮选流程对某低品位微细粒嵌布赤铁矿进行了选矿工艺试验研究。结果表明:在入选原矿品位TFe 24.07%、第一段磨矿细度-0.074mm占50%、第二段磨矿细度-0.074mm占95%的条件下,可获得产率21.96%、品位65.90%、回收率60.04%的最终综合精矿。     

内蒙古某铅锌矿提高锌回收率试验研究与实践

内蒙古某铅锌矿是内蒙古境内的一座大型铅锌铜硫多金属矿山,因其矿石性质复杂,选厂生产中锌的回收率较低,特别是近年来随着原矿品位的下降,选矿回收率呈下降趋势。为此,对该矿石开展了磨矿细度和选锌作业药剂制度的优化试验研究。将试验研究成果应用选厂生产后,锌的回收率提高了3.38%,锌精矿品位提高了0.52%,取得了较好的选矿指标,提高了矿山经济效益。     

提高九顶山铜钼矿钼回收率的研究

通过对选矿厂原有浮选工艺及矿石性质的研究,查明钼回收率低的原因及寻找合适的选矿工艺。为此,本文提出了增加磨矿细度并添加适量黄药的浮选工艺。工业生产结果表明,该工艺能适应所处理的矿石性质.指标得到明显改善。钼精矿品位从32.19%提高到42.80%,钼回收率从21.16%提高到72.72%。     

鸡西三道沟夕线石矿的选矿研究

本文针对现场夕线石选矿回收率低这一问题,从磨矿细度、脱泥粒度以及捕收剂种类、混合配比和用量等方面,探讨了提高夕线石选矿回收率的途径,并进行了主要工艺条件及全闭路流程浮选试验研究。     

国外某低品位微细粒磁铁矿石选矿工艺研究

国外某铁矿石铁品位为31.92%、SiO₂含量为46.44%,矿石矿物嵌布粒度微细。为探索在较粗磨矿细度条件下获得高质量铁精矿的高效选矿工艺,对其进行了选矿流程试验。实验室试验结果表明：采用阶段磨矿-弱磁选-磁选柱分选工艺,当磨矿细度达到-0.043 mm占95%时,才能获得铁品位大于68%、硅含量小于5%的高质量铁精矿;而采用阶段磨矿-弱磁选-反浮选工艺,当磨矿细度放粗至-0.076 mm占90%时,即可获得铁品位大于68%、硅含量小于5%的铁精矿,且可减少三段磨矿量45%以上。扩大连续试验结果表明,原矿经两段阶段磨矿 （-0.076 mm占90%）-弱磁选-反浮选-反浮选尾矿脱水后再磨（-0.038 mm占95%）再选流程选别,可获得精矿铁品位68.12%、SiO2含量4.59%、铁回收率70.02%、磁性铁回收率96.83%的指标,实现了该矿石的高效分选。     

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。     

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%。     

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。     

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。     

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。     

西藏某氧化铜矿石选铜试验

西藏某氧化铜矿石铜品位为4.32%,矿石性质复杂,氧化率高,易浮泥质碱性脉石矿物含量高。针对该矿石性质及选矿厂所在特殊地理环境的特点,对矿石进行了硫化浮选选铜试验。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占80%、以硫化钠+硫酸铵为调整剂,戊基黄药为铜矿物捕收剂的情况下,采用2粗3精3扫、中矿顺序返回流程处理,最终获得了铜品位为19.54%、铜回收率为79.21%的铜精矿。该工艺具有高效、环保的特点。