铜渣高温浮选药剂遴选与药剂制度优化研究

某铜渣硬度大、磨矿时间长, 导致浮选矿浆温度过高以及浮选药剂分解, 影响铜的回收, 为此, 对该铜渣进行了特性分析、捕收剂种类遴选及药剂制度优化研究。结果表明: 以ZJ101为捕收剂, 采用一粗三扫浮选流程, 在ZJ101用量40+20+10+5 g/t条件下, 可获得铜品位25.95%、铜回收率93.36%的指标, 实现了高温体系下铜的高效浮选回收。     

华北某低品位铜钼矿石选矿试验

为解决华北某低品位斑岩型铜钼矿石的高效、低成本开发利用问题,在查明了矿石中主要有用矿物为黄铜矿、斑铜矿和辉钼矿,原生硫化铜+次生硫化铜占总铜的97.10%,硫化钼占总钼的96.02%后,以钼矿物浮选新型捕收剂为研究核心,对该矿石进行了铜钼混合浮选试验。结果表明,该矿石适宜的磨矿细度为-0.074 mm占65%,铜钼混浮粗选捕收剂Mo+MC用量为12+3 g/t,矿浆调整剂石灰用量为1 500 g/t,起泡剂2#油用量为25 g/t,采用1粗3精3扫、中矿顺序返回的闭路流程处理该矿石,可获得铜、钼品位分别为23.72%、1.044%,铜、钼回收率分别为87.22%、74.39%的铜钼混合精矿。     

某炼铜炉渣的选矿试验

某铜冶炼厂炼铜炉渣含铜0.652%,原直接堆存处置。近年来不仅堆存成本居高不下,还造成环境污染和资源浪费。为回收利用其中的铜,在分析炼铜炉渣性质的基础上,进行选矿试验。采用1粗1扫浮选流程,分别进行了磨矿细度、矿浆p H、捕收剂条件试验,确定最佳的粗选条件为磨矿细度-0.074 mm 93.58%、碳酸钠调节矿浆p H为10.14、捕收剂丁基黄药+丁胺黑药+Z-200用量为100 g/t+100 g/t+50 g/t。最终经1粗2精2扫、中矿顺序返回闭路试验,可获得铜品位为12.73%、回收率为68.93%的铜精矿,尾矿铜品位仅0.21%,为合理开发利用该炼铜炉渣提供了依据。     

铜铅混合精矿浮选分离铜铅试验研究

铜铅锌多金属硫化矿通常先采用混合浮选得到铜铅混合精矿,再将混合精矿进行浮选分离铜和铅,而铜铅分离是该工艺的关键。针对云南某铜铅锌多金属矿铜铅混合浮选获得的混合精矿,进行了铜铅浮选 分离试验研究,考察了脱药预处理及浮选主要因素对铜铅分离的影响。结果表明：铜铅混合精矿使用活性炭脱药可取得较好的试验效果,合适的用量为200 g/t,脱药搅拌时间为10 min。使用组合抑制剂进行抑铅浮铜 ,合适的用量为800 g/t,搅拌时间为10 min,之后依次添加石灰400 g/t、硫酸锌400 g/t、亚硫酸钠300 g/t、丁基黄药+丁铵黑药（5+5）g/t、2号油10 g/t。在优化的试验条件下,最终可分别获得铜品位为24.15% 、铜回收率为80.57%的铜精矿及铅品位为31.63%、铅回收率为65.35%的铅精矿,铜铅分离效果较好,可为该矿石的高效利用提供重要的理论指导和技术支撑。     

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。     

铜铅混合精矿浮选分离铜铅试验研究

铜铅锌多金属硫化矿通常先采用混合浮选得到铜铅混合精矿，再将混合精矿进行浮选分离铜和铅，而铜铅分离是该工艺的关键。针对云南某铜铅锌多金属矿铜铅混合浮选获得的混合精矿，进行了铜铅浮选 分离试验研究，考察了脱药预处理及浮选主要因素对铜铅分离的影响。结果表明：铜铅混合精矿使用活性炭脱药可取得较好的试验效果，合适的用量为200 g/t，脱药搅拌时间为10 min。使用组合抑制剂进行抑铅浮铜 ，合适的用量为800 g/t，搅拌时间为10 min，之后依次添加石灰400 g/t、硫酸锌400 g/t、亚硫酸钠300 g/t、丁基黄药+丁铵黑药（5+5）g/t、2号油10 g/t。在优化的试验条件下，最终可分别获得铜品位为24.15% 、铜回收率为80.57%的铜精矿及铅品位为31.63%、铅回收率为65.35%的铅精矿，铜铅分离效果较好，可为该矿石的高效利用提供重要的理论指导和技术支撑。     

云南某低铜电炉渣综合回收铜的浮选试验研究

云南某铜冶炼渣含铜量0.82%,铜渣中的铜组分主要是以次生硫化铜和原生硫化铜的形式存在，氧化铜含量较少。为了综合回收该二次资源中的铜，解决该选矿厂尾矿品位偏高的问题，进行了大量条件试验研究。研究发现不同物相的铜之间存在可浮性和浮选速度差异，因此采用一段快速浮选将部分易浮铜矿作为合格精矿选出，再对快速浮选的尾矿进行活化捕收，不仅简化了浮选流程，且使资源得到了充分利用。条件试验结果表明，在一段磨矿细度-45μm含量占90%,组合捕收剂乙基黄药40 g/t+Z-200 40 g/t、活化剂硫化钠200 g/t、分散剂水玻璃400 g/t的条件下，浮选指标最优。全流程闭路试验结果表明，采用两段粗选两段精选两段扫选的浮选工艺流程，可得到铜品位22.64%、回收率77.03%的合格铜精矿，尾矿品位最终降为0.182%。     

某缓冷渣包中不同区域铜渣的浮选试验研究

采用某铜冶炼企业的选矿现场浮选工艺流程,对渣包中不同区域的铜渣分别进行浮选试验,研究渣包缓冷区域对铜浮选回收率的影响。结果表明:渣包内部的闪速炉渣浮选铜回收率为89.54%,尾矿品位为0.16%;中部炉渣的铜回收率为87.53%,尾矿品位为0.26%;外部炉渣的铜回收率为73.52%,尾矿品位为0.45%。在同一渣包中,铜渣浮选铜损失主要集中在渣包外部的铜渣,以现场的渣包体积进行计算,渣包外部铜渣的铜损失占总损失的70.22%。通过显微分析,造成渣包外部区域浮选指标较差的主要原因是渣包外部的炉渣含铜物质嵌布粒度较细,较细颗粒不能得到有效的单体解离,进而影响浮选指标。     

浮选回收某缓冷铜冶炼渣中的铜

某闪速炉缓冷铜渣含铜1.01%,主要有用矿物为斑铜矿、辉铜矿和黄铜矿,主要脉石矿物为辉石、玻璃质和磁铁矿等。为了实现其中铜的高效回收,在工艺矿物学研究的基础上,对其进行了浮选选铜试验。结果表明,在磨矿细度为-0.045 mm占90%的情况下,采用2次粗选（一次粗选直接获得高品位铜精矿）、3次精选、2次扫选流程,其中一段硫化铜粗选的捕收剂BK-908用量为20 g/t、起泡剂2#油用量为20 g/t,二段硫化粗选的捕收剂EP用量为40 g/t、矿浆pH调整剂石灰用量为500 g/t、硫化剂硫化钠用量为250 g/t、起泡剂2#油用量为30 g/t,最终获得了铜品位为17.77%、铜回收率为89.38%的铜精矿。     

云南某铜冶炼渣浮铜试验

云南某铜冶炼渣铜、铁含量较高,含铜0.62%、含铁35.58%,主要含铜矿物为黄铜矿、蓝铜矿和辉铜矿,铜矿物与主要脉石矿物橄榄石等嵌布关系复杂,嵌布粒度细微,属于难选二次铜资源。为了回收该二次资源中的铜,对选铜工艺进行了研究,确定的磨矿细度为-0.074 mm占96.50%,铜粗选丁铵黑药+丁基黄药用量为300+100 g/t、Na₂CO₃用量为4 kg/t、冰铜用量为15 kg/t;采用1粗1扫2精、中矿顺序返回流程对试样进行选别,最终获得的铜精矿铜品位为21.30%、铜回收率为86.20%。试验研究表明,对这种微细粒嵌布的硫化铜矿物,以冰铜为“载体”进行“载体”浮选对获得理想的分选指标发挥了重要作用。     

陕西某金矿氰化尾渣的浮选活化试验

陕西某金矿选厂外购金矿氰化尾渣回收金,尾渣金品位2.21 g/t,载金矿物黄铁矿部分氧化,浮选提金难度较大。为确定合适的活化剂,进行硫酸铵和硫酸铜浮选活化试验。结果表明,该尾渣磨矿至-0.044 mm 92%进行 3粗1扫-粗精矿合并精选提金,使用硫酸铵作活化剂可获得金品位33.80 g/t、回收率39.79%的精矿。相比硫酸铜,精矿金品位和回收率分别提高了6.9 g/t、1.07个百分点,且尾矿硫含量更低。因此可以使用硫酸铵代替硫酸铜作为该金矿氰化尾渣浮选的活化剂,且经济效益显著,可供类似尾渣浮选回收金参考。     

新型捕收剂GC-I在铜矿渣浮选中的应用

铜冶炼炉渣为铜精矿经冶炼加工后剩余的炉渣，有价金属铜含量丰富，具有综合回收利用价值。某铜矿渣选厂采用Z-200为铜矿物捕收剂，选择性较好，但价格昂贵，基于此，研发了一种新型廉价浮选药 剂替代Z-200。通过丁基黄原酸钠和二氯乙烷反应，合成新型捕收剂GC-I。与Z-200相比，新型捕收剂GC-I具有更低的药剂成本，更好的选择性。在磨矿细度为-0.045 mm占74%，石灰用量400 g/t，水玻璃用量600 g/t ，GC-Ι用量105 g/t的条件下，经“1粗3扫”，获得铜品位23.84%、铜回收率82.37%的铜精矿；相同条件下，以Z-200为捕收剂，铜精矿中铜品位21.43%，铜回收率82.23%。通过闭路试验指标计算年药剂成本为69.93 万元，每年预计降低药剂成本19.98万元，经济效益可观，具有一定的推广应用价值。     

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。      

某铜冶炼企业冶炼炉渣配矿浮选试验研究

采用某铜冶炼企业的选矿现场浮选工艺流程,开展对铜冶炼产生的闪速炉渣和转炉渣性质研究,并对不同配比条件下混合炉渣进行浮选试验,研究两种炉渣不同配比对铜浮选回收率的影响。结果表明:闪速炉渣铜品位为1.51%,转炉渣中铜品位为5.92%。闪速炉渣中铜主要存在形式为硫化铜,占总铜量的82.12%,金属铜和氧化铜以及其他含量相对较少;转炉渣中铜主要存在形式为硫化铜和金属铜,硫化铜含量占总铜量的54.73%,金属铜含量占总铜量的34.80%,氧化铜以及其他铜含量相对较少。闪速炉渣与转炉渣的配比为1:4时获得较好的浮选指标,混合炉渣浮选铜回收率为94.78%,尾矿品位为0.34%。     

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。     

某难处理铜铅锌混合矿浮选试验及机理分析

摘 要：某难处理铜铅锌混合矿原矿含铜铅锌分别为0.71%、2.16%、1.25%,脉石矿物主要是石英和方解石。铜铅锌氧化率均较高,相互嵌布共生。经试验,采用一粗三精两扫的工艺流程,通过粗选加入500g/t硫酸铵活化及强化硫化氧化矿,1500g/t硫化钠硫化氧化矿的同时抑制矿泥,100g/t硫酸铜活化闪锌矿,最后通过600+150g/t异戊基黄药+丁铵黑药组合捕收剂综合捕收铜铅锌矿物,56g/t 2#油浮选,精选和扫选不加药,闭路试验获得了高于现场的浮选指标。混合精矿产品中铜品位分别为8.88%,回收率70.15%;Pb的品位为26.84%,回收率为77.62%;Zn的品位为9.51%,回收率为46.42%。铜铅锌矿被最大限度的回收。