提高永平铜矿选铜回收率的试验研究

永平铜矿选矿厂采用中矿循序返回的铜硫混合浮选-铜硫分离浮选工艺流程,因中矿单体解离不充分而影响铜的回收。为此,采用中矿选择性分级再磨新工艺进行了旨在提高永平铜矿选铜回收率的实验室试验和工业试验。实验室试验结果表明,与原工艺相比,新工艺铜回收率可提高0.64个百分点,同时铜精矿品位可提高0.43个百分点;工业试验中新工艺铜回收率提高了0.89个百分点,铜精矿品位提高了0.38个百分点,证明了新工艺工业实施的可行性。     

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。     

江西某铜选矿厂选铜工艺优化

江西某大型铜矿山受入选矿石嵌布粒度变细、嵌布关系变复杂、铜氧化率升高的影响,选矿生产指标不断下滑。为解决现场工艺流程的不适应问题,按较粗磨矿细度下部分优先浮铜-铜硫浮选-铜硫混合产品再磨后分离流程进行了选矿试验。结果表明,在一段磨矿细度为-0.074 mm占68%的情况下,采用1粗1精快速优先浮铜、1粗1扫铜硫混浮、优先浮铜中矿与混浮粗精矿合并再磨至-0.074 mm占98.07%后,再1粗1精1扫铜硫分离、铜硫分离中矿集中返回再磨的闭路流程处理该矿石,最终获得了铜品位为22.79%、铜回收率为86.04%的铜精矿,以及硫品位为43.86%、回收率为58.73%的硫精矿。该铜精矿品位和回收率较现场生产指标分别提高了1.46、3.60个百分点,指标改善显著。     

提高老挝难选玄武岩氧硫混合铜矿回收率试验

铜矿资源是世界各国国家安全与经济发展的物质基础,随着经济的飞速发展,对铜资源需求量越来越大,但易选的硫化铜矿石资源逐渐消耗殆尽,因此,氧化铜矿和氧硫混合铜矿的开发和利用成为必然。老挝蚀变玄武岩氧硫混合铜矿,含铜1.00%,氧化率17.60%,其中结合氧化铜占5.60%。工艺矿物学研究表明,该矿具有矿物组成复杂、粒度嵌布细且不均匀、解离不完全等特点。基于选厂的实际考察及工艺矿物学特性,研究分析了磨矿细度、药剂用量、选别流程等对铜回收率指标的影响。试验采用硫氧混合粗扫选—粗精矿集中两次精选—中矿再磨再选流程,其结果表明在-44μm粒级含量占95%的磨矿条件及最佳药剂用量条件下,获得了两种铜精矿;其中精矿1,铜品位为4.23%,铜回收率为3.63%;铜精矿2,铜品位为19.38%,铜回收率为71.56%,合并后铜精矿铜品位为16.52%,铜回收率为75.19%。     

福建某铜矿石浮选工艺优化试验研究

针对福建某铜矿铜精矿中铜品位低问题,通过选用选择性好的捕收剂Z-200、加大磨矿细度、延长铜精选时间等一系列优化措施,选别指标明显改善。闭路流程为一次粗选、三次精选、三次扫选优先选铜,选铜尾矿一次粗选、两次精选、一次扫选选硫,获得铜精矿含铜32.04%、含金6.28 g/t、含银187.00 g/t、铜回收率为86.86%、金回收率为46.08%、银回收率为47.47%,硫精矿含硫46.35%、含银32.40 g/t、硫回收率为50.44%,银回收率为34.23%。相比现场生产指标,铜回收率基本不变,铜精矿铜品位提高了近10%,其中的金品位和回收率分别提高了2.48 g/t、7.21%,硫品位下降了3.95%,硫精矿中硫回收率提高了20.74%。     

中矿再磨提高高硫铜矿石选铜回收率的试验研究

在对某高硫铜选厂浮选工艺流程考察的基础上,加入中矿再磨作业,在铜精矿品位不低于现场指标的前提下,采用中矿再磨工艺进行选矿试验,铜精矿回收率从87.22%提高至89.82%。运用筛析化验分析方法对中矿磨前、磨后和尾矿等颗粒进行分析发现,中矿磨后能有效的降低粗颗粒粒级的数量,解离出粗颗粒中的有用矿物,增加中间粒级的产率和金属量,中矿再磨工艺有效的降低尾矿品位。中矿磨后返回到粗选二段构成了浮选和磨矿之间的循环,使中矿不断选择性磨矿、分级、浮选,直至达到适当的单体解离度为止,有利于整个工艺铜回收率的提高。     

某含银高硫铜矿的选别流程对比实验研究

云南某含银高硫铜矿,矿石中矿物组成较为复杂,目的矿物硫化铜矿物、硫化铁矿物嵌布粒度不均匀且多数较细,银载体矿物分散。在矿石性质研究的基础上进行了选别流程对比实验研究。结果表明,采用优先浮选获得了铜品位21.60%、银品位602.84 g/t及铜回收率89.30%、银回收率54.39%的铜精矿,硫品位45.60%及硫回收率89.79%的硫精矿;采用混合浮选获得了铜品位21.24%、银品位598.42 g/t及铜回收87.38%、银回收率54.01%的铜精矿,硫品位46.38%及硫回收率87.92%的硫精矿。相对于混合浮选流程,在铜精矿中银回收率相近的情况下,优先浮选流程更充分的回收了矿石中的铜、硫,且流程稳定可靠及适合生产应用,可作为选矿工艺技术依据。     

提高某铜选厂回收率的新工艺浮选机理研究

对某铜选厂浮选工艺流程进行改造,在铜精矿品位不低于现场指标的前提下,采用新流程进行选矿试验。对比新旧工艺选矿结果,铜、金、银回收率分别提高了2.24,4.576,.69个百分点。对新旧工艺的中矿解离度、磨矿细度、药剂吸附量等进行研究,表明新工艺的中矿再磨工艺对中矿连生体解离效果明显;新工艺采用分段磨矿,分别解离粗、细嵌布粒度的矿物,有利于提高分选效果;新工艺精矿产品药剂吸附量较旧流程大,有用矿物的上浮概率增大,有利于回收率的提高。     

某高硫铁铜矿石铜硫选矿试验

粤北某高硫铁难选铜矿石中铜矿物绝大部分为黄铜矿,含硫矿物主要为黄铁矿,其次为磁黄铁矿,脉石矿物主要为石英、正长石、白云母、透闪石、方解石、绿泥石,主要有回收价值的元素为铜、硫。原生硫化铜占总铜的87.60%,次生硫化铜占总铜的11.81%;非磁性硫占总硫的62.02%,磁性硫占总硫的37.62%。为确定该矿石的合理铜、硫回收工艺,进行了选矿试验研究。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占75%的情况下,采用1粗3精2扫、中矿顺序返回(精选1、扫选1中矿合并再磨后返回)流程浮铜,浮铜尾矿1次弱磁选磁黄铁矿,弱磁选尾矿1粗2扫流程浮选黄铁矿,可获得铜品位为19.89%、铜回收率为82.07%的铜精矿,硫品位为33.18%、硫回收率为29.11%的磁性硫精矿,以及硫品位为43.75%、硫回收率为55.26%的硫精矿,总硫回收率达84.37%,该工艺有效地回收矿石中的铜、硫资源。     

蒙古某铁闪锌矿石选锌流程优化

蒙古某高铁、高硫铁闪锌矿石中金属矿物主要有磁铁矿、闪锌矿、黄铁矿等,闪锌矿呈不规则粒状分布,与黄铁矿、磁铁矿等嵌布关系密切,现场采用1粗3精2扫、精选1尾矿返回至磨矿的中矿顺序返回流程选锌,生产指标偏低。为改善选锌指标,进行了选锌药剂用量及闭路流程优化前后选锌效果对比试验。结果表明,在相同药剂制度情况下,模拟现场闭路流程可取得锌品位为50.98%、回收率为91.10%的锌精矿;将现场扫选1精矿也返回磨矿的优化流程可取得锌品位为52.02%、回收率为92.39%的锌精矿,工艺流程的优化使锌精矿锌品位和锌回收率分别提高了1.04和1.29个百分点。     

新疆某含石墨高钙次生硫化铜矿石选矿试验

新疆某含石墨高钙型次生硫化铜矿石铜品位为1.95%,次生硫化铜占总铜的92.82%,主要铜矿物为斑铜矿、辉铜矿、蓝辉铜矿、铜蓝,其他金属矿物有黄铁矿等;脉石矿物以方解石、石英、云母、高岭石等为主,并含有少量片状石墨。铜矿物主要呈浸染状、团粒状、不连续脉状、细脉状产出,粒径主要为0.037~0.15 mm,与黄铁矿、石墨等脉石矿物嵌布关系密切。为了确定该矿石的合适开发利用工艺,进行了选矿试验研究。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占85%的情况下进行1粗3精2扫流程处理,获得了铜品位为23.83%、铜回收率为75.06%的铜精矿1;精选尾矿合并进行1粗2扫浮选,精选尾矿合并粗选的粗精矿再磨至-0.038 mm占97%后进行3次中矿精选,获得了铜品位为13.01%、铜回收率为14.08%的铜精矿2,综合铜精矿铜品位为21.07%、回收率为89.14%的铜精矿,较好地实现了铜矿物的分离回收。     

江西某低品位次生蓝辉铜矿石选矿试验

江西某蓝辉铜矿石铜品位为0.30%,原生硫化铜仅占总铜的6.67%,次生硫化铜占总铜的80.00%,主要铜矿物蓝辉铜矿多以不规则粒状集合体形式充填在脉石或黄铁矿粒间,大部分易与黄铁矿解离,细粒蓝辉铜矿与黄铁矿不易单体解离。为高效回收该铜矿资源,进行了选矿试验研究。结果表明,矿石在磨矿细度为-200目占70%的情况下,采用1粗2精1扫铜硫混浮、混浮精矿1粗2精1扫铜硫分离、铜硫分离精选1尾矿和扫选精矿合并再磨至-325目占85%后再返回,其余中矿直接顺序返回流程处理,最终可获得铜品位为20.29%、含硫42.97%、铜回收率为71.02%的铜精矿,以及硫品位为37.42%、含铜0.28%、硫回收率为80.04%的硫精矿,较好地实现了铜和硫的回收。     

某选铜尾矿硫回收工艺研究

某选铜尾矿含硫较高,主要硫化物为磁黄铁矿、黄铁矿等,由于在选铜作业时可浮性受到抑制,因而重点对硫化矿物浮选的活化剂和捕收剂进行了条件试验,最终确定的1粗1精1扫、中矿顺序返回流程处理该含硫2.46％的选铜尾矿,可获得硫品位为35.04％、硫回收率为83.90％的硫精矿.     

陕西某低品位铜铅锌硫化矿石选矿试验

针对陕西某低品位铜铅锌硫化矿石性质的特点,采用铜铅部分优先混合浮选原则流程,以西北矿冶研究院研制的锌抑制剂T₈₀、铜铅混合浮选捕收剂酯-12、铜铅分离铅抑制剂T₈₁为关键药剂,对该矿石进行了选矿试验研究。结果表明,采用1粗3精1扫铜铅混浮、1粗1精1扫铜铅分离、1粗2精1扫选锌、中矿顺序返回流程处理该矿石,获得了铜品位为2896%、回收率为6371%、伴生银品位为98084 g/t、回收率为1795%的铜精矿,铅品位为4537%、回收率为8187%、伴生银品位为68996 g/t、回收率为3605%的铅精矿,锌品位为5044%、锌回收率为8936%的锌精矿。     

湖北某铜矿的浮选工艺优化

湖北某铜矿矿石性质及组成发生较大变化,导致现有工艺流程选矿指标不断下降,为解决现场流程不适应问题,进行工艺矿物学研究和矿石可选性研究。结果表明,在一段粗磨粒度-74μm占60.68%的情况下,快速浮铜,中矿集中再磨至-74μm占97.86%后再浮选,最终获得铜精矿铜品位23.21%、铜回收率81.89%。与现场流程相比铜品位提高2.37%、回收率提高2.18%。     

某细—微细粒嵌布的硫化铜矿石浮选试验

某硫化铜矿石中的金属矿物主要为斑铜矿、黄铜矿及辉铜矿,黄铁矿和硫铜钴矿微量,脉石矿物主要为石英。矿石中铜矿物嵌布粒度极不均匀,少部分铜矿物嵌布粒度较粗,主要为细—微细粒嵌布的铜矿物,细者甚至小于10μm。为确定该矿石的高效选矿工艺进行了选矿试验。结果表明:铜品位为3.85%的矿石在磨矿细度为-53μm占80%的情况下,采用2粗2精3扫流程进行粗粒开路浮选,粗粒浮选中矿集中再磨至-10μm占80%的情况下,采用1粗1精流程进行细粒开路浮选,可获得铜品位为41.86%、回收率为59.01%的粗粒精矿,铜品位为33.27%、回收率为26.43%的细粒精矿,总精矿品位为38.76%、回收率为85.45%。采用粗细分级分选开路浮选流程回收矿石中的硫化铜,既解决了含铜粗粒连生体在流程中的循环,又发挥了粗细分选优势,还避免了微细粒中矿返回对流程的影响,是粒度极不均匀嵌布的硫化铜矿物的高效回收工艺。高品位微细粒中矿中的铜将采用生物氧化浸出工艺回收有利于提高总铜回收率。     

提高某低品位斑岩型铜钼矿石混浮精矿指标试验

某斑岩型铜钼矿石铜、钼品位分别为0.339%和0.022%,现场在磨矿细度为-0.074 mm占60%的情况下,先采用1粗3精3扫、中矿顺序返回流程获得铜钼混合精矿,再进行铜钼分离,但混合精矿Cu、Mo品位分别仅为17.23%、0.629%,Cu、Mo回收率分别仅为86.40%、48.60%。为改善混合浮选指标,在现场磨矿细度下进行了药剂优化研究。结果表明,在选矿工艺流程不变的情况下,用捕收剂Pj-053+荆江钼替代Pj-053+变压器油,最终可获得铜、钼品位分别为18.89%、1.023%,铜、钼回收率分别为92.50%、77.19%的铜钼混合精矿,与现场生产指标比较,混合精矿Cu、Mo品位分别提高了1.66、0.394个百分点,Cu、Mo回收率分别提高了6.10、28.59个百分点,指标改善显著。     

提高湖南某低品位铜镍矿石选矿指标研究

湖南某低品位铜镍矿现场铜镍混合精矿铜镍指标均较低。以原矿工艺矿物学研究结果和现场流程考查结果为基础,着重对矿石进行了磨矿细度、药剂制度和工艺流程优化研究,在对现场流程和药剂制度仅作较小改动的情况下,获得了铜品位为465%、镍品位为364%、铜回收率为8648%、镍回收率为7506%的铜镍混合精矿,与现场生产指标比较,在精矿质量指标略有提高的情况下,铜回收率提高了311个百分点,镍回收率提高了461个百分点。