提高某铜选厂一段选铜回收率的新工艺试验研究

随着矿山资源的不断开采,入选矿石品位逐渐下降,为了提高有价元素的回收率,中矿再磨是行之有效的方法之一。在某铜选厂铜粗精矿品位不低于现场指标的前提下,采用浮选中矿选择性分级再磨新工艺进行选矿试验,铜粗精矿回收率从86.99提高至89.93%,通过试验探索了新工艺原矿和中矿的浓度、细度以及药剂制度等工艺条件,运用反光显微镜、解离度分析等手段对新工艺原理进行分析和研究,发现浮选中矿选择性分级再磨新工艺可以不断循序渐进的对粗颗粒中矿进行分级、磨矿、浮选,形成磨浮大循环、大闭路磨矿,中矿粗颗粒返回再磨过程中解离度增加,有用矿物浮选时间延长,浮选效率随之升高。     

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。     

提高甘肃某铅锌矿选铅回收率试验

甘肃某铅锌矿选矿厂入选矿石铅、锌品位分别为0.98%和5.21%,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占85%的情况下采用1粗2扫4精、中矿顺序返回闭路流程优先选铅,仅能获得铅品位为53.11%、铅回收率为78.50%、锌回收率为2.09%的铅精矿。为了提高铅精矿铅回收率,在查明原因的情况下,有针对性地进行了选矿工艺研究。结果表明,在维持磨选段数不变的情况下,将铅精选1尾矿与铅扫选1精矿合并返回原矿磨矿作业,最终可获得铅品位为54.56%、铅回收率为81.84%、锌回收率为2.03%的铅精矿,铅精矿品位和铅回收率分别较现场提高1.45、3.34个百分点,提高幅度显著;选铅尾矿锌回收率高达97.97%,较现场提高0.06个百分点,这为后续选锌创造了更好的条件。     

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。     

提高某低品位铜矿石选铜回收率试验研究

针对福建某低品位铜矿石,通过对矿物性质及原工艺流程的诊断分析,采用"粗磨—快速浮选—快浮尾矿异步浮选—粗精矿再磨再选"的联合工艺,能有效保证了已解离的目的矿物优先回收,同时还使得难选铜矿物及含铜连生体矿物得到充分回收。新工艺流程获得了含铜24.09%、含金6.48 g/t、铜回收率为92.69%、金回收率为60.54%的铜精矿,铜回收率提高了3.87个百分点,金回收率提高了13.61个百分点。     

提高金川铜镍矿铜回收率的探讨

本文从研究现场流程考查、试验原矿的矿物组成及多元素分析等入手。以查明铜回收率偏低的原因，从而在不影响其它指标的前提下，寻找对铜矿物有效的选别药剂、选矿工艺流程。     

选铜工艺中中矿再磨钢球配比量的探索试验

针对某铜选厂浮选工艺流程,采用中矿再磨工艺进行选矿试验,对比了不同中矿再磨钢球配比条件下的选矿效果。不同钢球配比条件下,新工艺的回收率不同,说明中矿再磨不同球比磨矿的针对性不同。运用筛析法、点测法对中矿磨前、磨后颗粒进行了分析,发现中矿磨后能有效的降低粗颗粒粒级的数量,解离度增加,中间粒级及细颗粒级产率增加。对新工艺的机理进行了分析。     

混合精矿再磨工艺提高金,铜回收率的试验研究

本文根据大冶铁矿矿石性质，从选矿生产工艺分析入手，介绍了Ｃｕ、Ｓ混合精矿再磨半工业和工业试验。试验研究表明，采用该工艺可使Ａｕ、Ｃｕ回收率有较大的提高。     

快速浮选工艺提高选锌指标的试验研究

内蒙某铅锌硫化矿锌矿物主要以铁闪锌矿形式存在,生产现场采用"一粗三扫粗精矿再磨四次精选"流程回收锌资源,该工艺一直存在锌精矿品位低、回收率低、再磨选择性低、过磨严重等问题。针对该矿石性质特点,提出采用"快速浮选-两段锌粗选-粗选精矿再磨"工艺代替现场锌浮选工艺。结果表明,闭路试验可获得锌精矿锌品位50.07%,锌回收率91.08%的优异指标。与原工艺相比,提高了选锌指标。     

提高武山铜矿伴生金银回收率选矿试验研究

介绍了武山铜矿伴生金银工艺矿物学特性，对伴生金银回收工艺流程进行了试验研究和探索，通过多方案选矿试验比较，最终确定采用铜硫混合浮选一再磨一铜硫分选工艺流程，较好地解决了武山铜矿伴生金银回收率偏低问题，对提高武山铜矿伴生金银回收率具有现实指导意义。     

中矿选择性再磨在凤凰山铜矿的应用研究

凤凰山铜矿根据选择性再磨理论,成功实现了砾磨机对中矿进行选择性再磨,选铜回收率明显提高,药剂消耗大幅度降低,经济效益显著。     

碱式还原熔炼法高效回收黑铜泥中的铜

本研究采用碱式还原熔炼法高效分离回收黑铜泥中铜资源,并对其中铜、砷物相的迁移转化行为规律进行了探究。结果表明,碱式熔炼过程中碳酸钠不仅可以降低熔渣粘度,提高粗铜相和渣相的分离效率,并使黑铜泥中As2O3与As2O5碱化形成NaAsO2和Na3AsO4,减弱砷氧化物向单质砷的还原转化,继而减少粗铜中砷含量。过程中增加碳酸钠添加量、提高熔炼温度、延长保温时间可提高黑铜泥中铜回收率,并有利于降低粗铜中砷含量,然焦炭过多时,黑铜泥中CuSO4易过还原为CuS,其夹带进入渣中,造成铜损失。反应条件为焦炭添加量为3.5%、熔炼温度1400℃、碳酸钠添加量为57%和保温时间150 min时,黑铜泥中铜回收率可达94.15%,所得粗铜中铜含量为96.51%,砷含量为2.86%,研究实现了黑铜泥中铜的高效分离回收。     

德兴铜尾矿工艺矿物学分析及铜回收试验研究

针对德兴铜矿浮选尾矿进行矿物学分析和浮选试验研究,结果表明：该铜尾矿粒度较细,其中-25 μm含量占80%,且矿物成分复杂。选择戊基黄药、丁铵黑药、水杨羟肟酸作为捕收剂,采用硫化矿、氧化矿分别浮选的方式,并对硫化铜矿物进行再磨再选,最终获得品位为13.67%的硫化铜精矿和品位为6.82%的氧化铜精矿。     

提高宋家坡铜矿银回收率选矿试验研究

针对宋家坡铜矿回收银金属时回收率较低的现状,通过对其进行试验研究,选择银回收的最佳选别条件为磨矿细度-74μm占85%、用石灰代替氢氧化钠、用苯胺黑药与丁基铵黑药同比例混合代替原丁基黄药与乙基黄药作为捕收剂等,使银的回收率从87.04%提高到90.07%。     

从西藏某斑岩型硫化铜矿中综合回收铜金浮选新工艺

西藏某斑岩型铜矿中含铜1.10%～1.30%、含金0.04～0.08g/t,矿石中铜矿物以辉铜矿为主、黄铜矿次之,铜矿物嵌布粒度细、且嵌布关系复杂,金主要与铜矿物和黄铁矿伴生,原有工艺铜精矿中的金难以富集到1g/t以上,且铜回收率偏低。为高效综合回收矿石中的铜金资源,开发了低碱条件下"铜硫部分混合浮选"新工艺,并以新型捕收剂ZH-01为铜硫混选的捕收剂,铜硫混选粗精矿经一次精选后,获得合格的铜精矿。实验室小型闭路试验结果表明,在磨矿细度-74μm含量占70%、原矿含铜1.21%、含金0.06g/t的条件下,获得了含铜35.27%、铜回收率94.12%,含金1.11g/t、金回收率56.23%的铜精矿。与现场工艺相比,新工艺不仅提高了铜的回收率,伴生金也得到了综合回收,实现了矿石中铜金的高效综合回收。     

改善冬瓜山铜矿磨矿效果提高铜回收率的研究

针对冬瓜山铜矿难磨多金属矿在磨矿中存在的磨矿产品粒度分布"两头多、中减少"现象,进行了优化补加球制度改善磨矿效果的工业化试验。工业试验结果表明,在磨机补加球制度优化后,磨矿分级溢流-74μm含量增加5.65个百分点、-10μm过细粒级含量降低2.86个百分点,-150+10μm易选粒级含量增加5.76个百分点,磨矿产品质量得到全面改善,使后续选铜回收率提高了1.05个百分点,达到了改善磨矿效果提高铜回收率的效果。     

湿法回收氯化石灰中和渣中的锗

研究了回收氯化石灰中和渣中的锗的工艺,采用热水洗涤除钙、稀盐酸浸出锗除钙,洗涤浸出后的渣用两段逆流碱浸出锗.酸浸出液与一次碱浸出液混合并调节pH为2~2.5,用栲胶沉淀锗,焙烧沉淀渣得到锗精矿.采用此工艺从氯化石灰中和渣到锗精矿,锗的回收率可以达到90%以上.     

高钙高硅铜矿中铜及伴生金银浮选回收试验研究

高钙高硅铜矿中元素铜及伴生金银的回收价值高,但实际生产中这些有价成分的回收指标较低,导致企业经济效益不理想。针对矿石性质,采用石灰和硫化钠为矿浆调整剂,丁基黄药与丁基铵黑药联合使用作为捕收剂,在磨矿细度-74μm粒级含量占70%的基础上,进行了浮选药剂优化和闭路试验。在石灰用量1 000g/t、硫化钠用量400g/t、丁基黄药用量400g/t、丁基铵黑药用量50g/t、松醇油用量84g/t的药剂制度下,采用两次粗选、两次精选、一次扫选、中矿顺序返回的浮选闭路流程,最终获得Cu品位21.45%、回收率90.46%,Au品位7.92g/t、回收率79.39%,Ag品位453.50g/t、回收率81.82%的铜精矿。与生产现场指标相比,不仅提高了矿石中铜的浮选回收率,而且极大地提高了矿石中伴生金银的回收效果,浮选指标较为理想。     

从陕西某金矿中高效回收金及伴生低品位有价元素工艺流程研究

陕西某地金矿中含金5.78g/t,伴生有价低品位银、铜、铅、硫(6.75g/t、0.22%、0.28%、3.05%),为高效回收金及伴生的低品位有价元素。在工艺矿物学研究的基础上,采用混合浮选-抑硫-铜铅分离的工艺流程,可获得Au品位为22.46g/t,Ag品位117.39g/t,Pb品位13.30%,Au回收率23.55%,Ag回收率6.06%,Pb回收率为66.73%的铅金精矿。铜金精矿中Cu品位为22.95%,Au品位为486.36g/t,Ag品位为328.41g/t,Cu回收率87.45%,Au回收率72.92%,Ag回收率42.01%。硫精矿中S品位49.76%,S回收率68.46%。为该金矿资源的综合利用提供了技术依据。     

基于MLA分析的某铜矿石选矿工艺初步研究

采用自动矿物参数分析系统(MLA)分析了某矽卡岩型铜矿矿物组成、嵌布关系,测定了不同磨矿细度下原矿及混合精矿产品的粒度分布特征及解离度特征,并根据该结果对该矿石进行了选矿工艺初步研究,确定选矿流程为：磨矿、铜硫混合浮选、粗精矿再磨、铜硫分离浮选。结果表明,在磨矿细度-74μm粒级占70%、再磨细度-20μm粒级占75%条件下,可以得到铜品位20.88%、铜回收率70.42%、银品位183.9 g/t、银回收率76.78%的铜精矿和硫品位32.65%、硫回收率91.47%的硫精矿。