刚果(金)SICOMINES铜钴矿浮选-磁选工艺优化研究

刚果(金)SICOMINES铜钴矿属于高氧化率难选铜钴矿，使用浮选—磁选联合工艺处理该矿石，其磁选精矿品位低，产率较大，磁选精矿直接浸出经济效益差。为提高该铜钴矿磁选精矿铜钴选冶综合效益，对磁选精矿进行再磨再选处理，采用硫氢化钠作为硫化剂，黄药作为捕收剂，松醇油作为起泡剂，进行了磁选精矿再磨再选试验研究。在最佳条件下，可获得产率18.48%、铜品位3.84%、钴品位0.36%、铜回收率56.15%、钴回收率35.20%的精矿，且精矿铜浸出率可达到85.90%,钴的浸出率可达到73.23%,吨铜净酸耗为2.15 t/t铜，获得较好的经济效益。     

某铁矿及伴生铜锌矿物的回收试验研究

某铁矿含铁25.78%、含铜0.24%、含锌0.33%,铁矿物品位低、嵌布粒度细,采用一次性磨矿-磁选的选矿工艺,难以获得品位大于60%的铁精矿,伴生的低品位铜、锌矿物也一直未能有效回收。本文采用再磨-弱磁选-浮选的选矿工艺,对该矿石进行了铁、铜、锌的综合回收试验研究。结果表明:采用磨矿细度-0.074mm含量75.25%、再磨细度-0.043mm含量95.30%的铁粗精矿再磨-磁选工艺回收铁矿物;石灰、水玻璃、硫化钠为调整剂,DY1和乙黄药为组合捕收剂浮选回收铜矿物;硫酸铜为活化剂、丁黄药和2~#油为组合捕收剂浮选回收锌矿物,获得了铁精矿品位66.02%、回收率80.22%,铜精矿品位19.03%、回收率55.60%,锌精矿品位48.20%、回收率65.88%的试验指标,使该矿石中的铁矿物、伴生铜矿物和锌矿物均得到了有效的回收,为提高难选低品位铁资源综合利用率的研究提供了技术借鉴。     

复杂难选氧化铜矿高效利用工艺研究

以某含铜2.08%的难选氧化铜矿为研究对象, 针对其结合铜含量高、赋存在氧化铁矿中的铜含量大的特点, 分别进行了直接酸浸、浮选、浮选-强磁选-强磁尾分级-(磁精矿+强磁尾细粒)酸浸以及强磁选-强磁精酸浸-强磁尾浮选4种工艺对比试验。结果表明, 采用浮选-强磁选-分级-(磁精矿+强磁尾细粒)酸浸工艺流程指标较佳, 浮选获得了铜精矿铜品位22.84%、铜回收率69.49%, 酸浸铜回收率26.40%, 全流程铜总回收率为95.89%。     

用选冶联合工艺处理某含铜多金属矿的研究

本文研究了内蒙古某含铜多金属矿石的工艺矿物学特点,制定了合理的铜铋选冶联合工艺流程,为该矿开发提供了技术依据.铜铋混合精矿中铜品位为21.6%,铜回收率95.26%,铋品位为4.58%,铋回收率为78.86%,采用常压酸浸一置换法进行铜铋分离,得到了氯氧化铋和含铜20%的铜精矿,铋浸出率为98%,铜浸出率为6%.     

从含铜镜铁矿中分选镜铁矿的试验研究

某含铜镜铁矿的铜品位为0.42%,全铁品位为33.35%。有用矿物为黄铜矿和镜铁矿,脉石矿物为石英、长石、绢云母、黄铁矿等。由于部分镜铁矿与含硅脉石及黄铁矿的嵌布粒度过细(小于5μm),细磨后仍存在大量连生体,使得含硅脉石和少量黄铁矿进入磁选精矿中,影响精矿的铁品位和硫含量。试验先采用一粗、三精、两扫的优浮工艺流程选铜,后采用一粗、再磨、一精的磁选工艺流程选铁。最终获得铜精矿品位为20.43%,回收率为91.45%;铁精矿的铁品位为58.35%,铁回收率为76.72%的良好指标。     

某含铜鲕状赤铁矿选矿试验

四川西部地区某含铜铁矿石中铁主要以鲕状赤铁矿形式存在，铜主要以结合氧化铜形式存在。对该矿石进行了氯化离析-浮选-弱磁选试验，结果表明：将矿石在氯化钠和焦炭用量均为7%、离析温度为950 ℃、离析时间为60 min的条件下进行氯化离析焙烧后，经1粗2精3次浮选，可以得到铜品位为19.64%、铜回收率为82.41%的铜精矿，浮选尾矿经1次弱磁选，可以得到铁品位为65.86%、铁回收率为78.62%的铁精矿。     

铜渣中铁铜回收的试验研究

安徽某铜渣有价金属铜以氧化铜形式存在为主,另含11.45%磁性氧化铁,确定首先磁选回收铁,然后对磁选尾矿浸出、萃取、结晶回收铜。结果表明,在一段磨矿细度为-0.074 mm 80%,磁场强度为234 kA/m,再磨细度为-0.037 mm 90%,磁场强度为93.6 KA/m条件下可获得铁品位61.45%,回收率32.96%的铁精矿,产品达到C60质量标准要求,且大幅降低了铁对后续工艺的干扰;100g磁选尾矿在硫酸用量120 g、双氧水用量20 mL、固液比1:7、温度80℃、搅拌2 h条件下,铜的浸出率达80%,随后浸出液在O/A=1:1,萃取剂含量30%,水相pH值为3,经过3级萃取、反萃和结晶,可获得铜品位24.65%,回收率88.79%的五水硫酸铜,产品纯度高。     

预先磁选工艺对某铜矿石浮选的影响

对某铜品位为0.96%的单一铜矿石,为进一步提高铜矿物的回收率,在原矿含有少量磁性铁矿物时,对磨矿产品增加预先磁选工艺,预先磁选后获得磁选精矿经过磨矿选铁,尾矿浮选选铜试验表明,较直接浮选可获得更高回收率的铜精矿。原矿经磨矿至-0.076 mm占65%,在磁场强度为716.56k A/m时预先磁选后获得磁选精矿经过再磨选铁,预选尾矿和弱磁选尾矿混合后浮选选铜试验,可获得产率为4.53%、铜含量为18.86%,铜回收率为90.87%的铜精矿。相对原矿磨矿直接浮选指标铜精矿产率提高0.03个百分点,铜品位提高0.50个百分点,铜回收率提高3.94个百分点。     

山东某硫铁矿烧渣非氰浸金-浸渣磁选回收铁工艺研究

针对山东某TFe含量为52.30%、Au品位为1.28 g/t的硫铁矿烧渣, 采用非氰浸金-浸渣磁选回收铁的工艺回收烧渣中金和铁。试验结果表明, 当碳酸钠用量为15 kg/t、KBF-1用量为4.0 kg/t、搅拌浸出槽转子转速为1794 r/min、搅拌浸出时间为40 h时, 硫铁矿烧渣中金浸出率较高, 为64.19%。以浸金渣为原料磁选回收铁, 当磁场强度为318.47 kA/m时, 铁精矿中铁品位为64.83%、产率为78.40%、回收率为88.32%。研究结果表明, 非氰浸金-浸渣磁选回收铁工艺对山东某硫铁矿烧渣中金和铁回收是可行的。     

某低品位铜镍硫化矿石选矿试验

吉林某低品位铜镍硫化矿石铜品位为0.27%、镍品位为0.48%。矿石中含镍矿物主要为紫硫镍铁矿、镍黄铁矿,含铜矿物主要为黄铜矿、铜蓝、斑铜矿。试验研究表明,采用单一浮选流程不能获得较好的选别指标;由于矿石中紫硫镍铁矿、镍黄铁矿、黄铜矿等有用金属硫化物与磁铁矿嵌布关系密切,因此采用弱磁选对含镍矿物进行富集,获得目的矿物含量高、易泥化脉石含量低的磁性产品和目的矿物含量低、易泥化脉石含量高的非磁性产品,再分别进行磨浮流程处理。结果表明：原矿磨细至-0.074 mm占30%时进行弱磁选,磁性产品和非磁性产品分别再磨至-0.074 mm占85%后采用1粗2精2扫闭路浮选流程处理,获得了铜品位为4.53%、镍品位为6.65%、铜回收率为54.63%、镍回收率为44.90%的铜镍混合精矿1和铜品位为1.88%、镍品位为3.37%、铜回收率为23.98%、镍回收率为24.13%的铜镍混合精矿2,尾矿铜、镍品位分别降至0.06%和0.16%,实现了对该铜镍硫化矿石的有效分选。