西藏某低品位铜钼矿浮选流程对比

西藏某矽卡岩型低品位铜钼矿中主要有用矿物为黄铜矿、辉铜矿以及辉钼矿,原生硫化铜和次生硫化铜共占总铜的95.54%,辉钼矿占总钼的88.06%。分别采用铜钼混合浮选、等可浮和快速浮选三种试验流程进行浮选流程对比试验。结果表明,快速浮选流程效果较好。采用快速浮选经两段磨矿(一段磨矿细度-74μm占63%、二段磨矿细度-74μm占70%)、一次粗选、四次精选、三次扫选、中矿顺序返回的闭路流程处理该矿石,所用混浮粗选捕收剂Flomin-C7446+煤油用量为15+20 g/t,矿浆调整剂石灰用量为200 g/t,起泡剂松醇油用量为15 g/t,最终获得铜品位27.73%、钼品位1.47%,铜回收率93.26%、钼回收率84.66%的铜钼混合精矿。     

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。     

河北省某铜尾矿综合回收试验研究

本文对河北省铜尾矿的性质进行了详细的条件试验,最终确定采用铜硫混浮～分离的浮选工艺,实验室闭路试验得到铜品位17.75%、含金62.60 g/t,含银664.00 g/t,铜回收率为30.47%的铜精矿及硫品位40.53%、含金6.12 g/t,含银143.00 g/t,硫回收率为21.31%的硫精矿,其中金总回收率72.29%,银总回收率27.26%。为了回收其中的铁矿物,对浮选尾矿采用磁选工艺,得到了TFe品位65.00%的合格的铁精矿,达到了尾矿资源综合回收的目的,为同类型的尾矿资源提供技术参考。     

某金矿重选尾矿回收金、铜的工艺研究

在某金矿选矿厂,其原矿经尼尔森离心选矿机分选后,尾矿中仍含品位较高的金和铜,分别为2.35 g/t和0.724%,具有一定的回收价值。为充分提高金和铜资源的综合利用,本论文对该尾矿进行了重选和浮选工艺探索。在磨矿细度ω(-0.074 mm)为65%条件下,进行了一粗两扫两精浮选。结果表明,在浮选精矿中,金的品位为58.25 g/t,尾矿含金0.13 g/t,金的浮选回收率94.68%;浮选精矿铜的品位为14.15%,铜浮选回收率74.65%。该浮选工艺对尾矿中的金和铜进行了有效的回收。     

智利北部某极难选氧化铜尾矿回收工艺研究

智利北部科皮亚波地区某铜尾矿铜品位约1.83%、氧化率约90%、含金2.1 g/t,在采用常规硫化浮选和直接浮选工艺均无法获得合格铜精矿的情况下,为了有效利用该尾矿资源,在对其矿石性质研究的基础上,同时进行了硫化与直接浮选对比试验研究、捕收剂用量大范围调整试验和直接浮选药剂组合对比试验。试验结果表明:通过采用Y-89、丁黄、硫氨脂(Z200)3种药剂组合直接浮选,试验获得了铜精矿铜品位为31.10%,铜回收率为82.07%,铜精矿金含量为24 g/t,金回收率为52.92%的较好指标;该无硫化药剂组合直接浮选新工艺可为回收利用智利北部类似铜尾矿提供有益参考。     

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。     

硫化浮选从某铜矿尾矿中富集铜的研究

简述氧化铜处理的现状,介绍某铜尾矿浮选的条件和结果,讨论磨矿细度,药剂用量对某铜尾矿浮选的影响。两次粗选、一次扫选、两次精选的开路试验结果表明,在磨矿细度为95%-74μm、硫化钠3000g/t、丁基黄药300g/t、羟肟酸80g/t、松醇油60g/t、pH值8.5左右、矿浆浓度30%、浮选时间20min的条件下可以得到品位18.63%的铜精矿,铜回收率53.28%,试验效果良好。     

浮选—磁选联合工艺处理新疆某铜镍矿

以新疆某硫化铜镍矿为研究对象,采用铜优先浮选—铜优先浮选铜精矿磁选—铜优先浮选尾矿铜镍混合浮选联合流程,最终得到Cu品位25.43%、回收率52.08%、Ni品位0.19%、MgO含量2.32%的铜精矿和镍品位3.57%、镍回收率81.55%、含铜2.53%的铜镍混合精矿;全流程铜总回收率90.77%,镍总回收率82.10%。结果表明,该流程具有铜精矿品位高、镍损失率低、铜镍回收率高的优点。      

某氧化铜矿石硫化浮选试验

某氧化铜矿石铜品位为3.99%,氧化率73.5%,铜主要以自由氧化铜的形式存在。采用优先浮硫化铜再浮氧化铜的原则流程回收铜,对硫化铜浮选尾矿开展氧化铜硫化浮选试验。以硫化钠为硫化剂,戊基黄药为捕收剂,2#油为起泡剂,进行1粗1精氧化铜矿硫化钠用量、强化硫化药剂、分段加药浮选试验和氧化铜浮选尾矿强磁选试验。结果表明,硫化钠用量为1 500 g/t,不采用强化硫化药剂,分两次加药、加药量比为3∶1时,磁场强度为1 240 k A/m时,浮选效果最佳。在该条件下进行全流程闭路试验,最终可获得铜位40.79%、回收率36.37%的氧化铜精矿1,铜品位17.62%、回收率16.40%的氧化铜精矿2和铜品位4.11%、回收率3.88%的磁选精矿。试验结果可为该氧化铜矿石铜回收工艺的确定提供技术参考。     

云南某铜铅矿分离试验研究

云南大理某铜铅矿原矿含铜0.59%、含铅2.38%、含银41.61 g/t,铜的氧化率70%、铅的氧化率72%,是一个含硫化铅、硫化铜的混合矿。采用"混合浮选铜铅硫化矿—铜铅分离"工艺流程浮选回收该矿样中的硫化铜和硫化铅矿物,在硫化铜铅分离时用新型组合抑制剂来抑制方铅矿得到了较好的分离效果,经过闭路试验获得的硫化铜精矿铜品位28.05%、铜回收率24.17%、含银1 788.70 g/t,硫化铅精矿铅品位64.54%、铅回收率36.93%、含银479.60 g/t。     

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)。     

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。     

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。     

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。     

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。     

提高某难选铜硫矿石铜的回收率

研究某难选铜硫矿石的浮选工艺，提高铜回收率。在原矿含铜1．09％，含硫32％的情况下，采用磨矿细度-74μm占70％，以ZH-01为捕收剂，用（石灰＋Na2S＋KG）组合抑制剂抑硫浮铜，经一粗二扫二精的工艺流程选别，获得铜品位14．2％，回收率70．30％。金品位3．7g／t，回收率33．5％，尾矿即为硫精矿的较佳指标。铜和金回收率分别比现生产工艺提高10％和11％。     

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%。     

含铜氰化液脱铜试验研究

本文针对含铜氰化液进行了氧化沉淀脱铜试验研究,主要开展了氧化脱铜氧化试剂用量、脱铜和沉淀pH、氧化和沉淀时间条件试验,试验结果表明：氰化贵液在氧化试剂0.25kg/m3氧化2小时,调节氧化后液溶液pH=10.50沉淀1小时,氧化沉淀后液溶液铜氰比小于1,活性炭吸附后,载金炭金品位达到3.5kg/t,铜品位仅1-2kg/t。