国外某难选高砷铜金矿石选冶联合工艺研究

国外某高砷铜金矿石金、铜、砷品位分别为3.46 g/t、1.028%、1.16%,为高效开发利用该矿石资源,进行了系统的浮选试验以及加压预氧化、氰化浸金试验研究,确定采用混合浮选—铜砷(硫)分离—硫砷精矿加压预氧化氰化浸金—尾矿直接氰化的选冶联合工艺。试验结果表明:原矿在磨矿细度为-0.074 mm占85%时,经1粗2扫混合浮选,混浮精矿再磨至-0.038 mm占85%,经1粗2精1扫铜砷(硫)分离获得铜、金、砷品位分别为22.49%、27.43g/t、0.42%,铜、金、砷回收率分别为87.99%、35.12%、1.88%的铜精矿以及铜、金、砷品位分别为0.47%、9.03 g/t、5.90%,铜、金、砷回收率分别为6.03%、37.93%、86.57%的硫砷精矿;采用加压预氧化—氰化浸金工艺处理硫砷精矿,金对原矿的回收率达到36.19%;采用直接氰化浸金工艺处理混合浮选尾矿,金对原矿的回收率为10.77%;铜和金的选冶综合回收率分别达到87.99%、82.08%,实现了矿石中铜和金的有效回收。     

某含钴氧化型铜矿选冶联合成套工艺研究

针对刚果(金)某含铜3.22%、含钴0.045%的含钴氧化型铜矿石,研发了“异步浮选预处理、氧化铜钴精矿浸出-浸渣浮选、硫化铜钴精矿沸腾焙烧-浸出”的选冶联合成套工艺技术,全流程铜和钴金属回收率分别达到81.23%和59.19%,实现了铜和钴的高效回收。     

某氧硫混合铜钼矿选-冶联合工艺试验研究

云南某氧硫混合铜钼矿含铜0.328%,含钼0.275%,其中钼氧化率为48%。通过研究,采用优先混合浮选硫化铜钼矿,铜钼混合精矿分离得含铜21.10%的铜精矿和含钼47.50%的钼精矿,混选尾矿用碳酸钠调浆活化后进行浮选,钼的回收率可达到42.09%,但含钼只有0.526%。对浮选出的氧化钼粗精矿用碳酸钠加温浸出,浸出率可达到88.22%,浸出液可进一步加工生产工业用钼酸钙。使用该选-治联合工艺,铜的回收率为70.13%,钼的总回收率可达到76.86%。推荐的选冶联合工艺是回收该氧硫混合铜钼矿的一条有效途径,具有较好的利润前景。     

安徽某硫化铜锌矿石选矿试验

安徽某硫化铜锌矿石中的主要有用元素为锌、铜,金、银、硫具有综合回收价值。为了确定该矿石的选矿工艺,采用铜优先浮选—铜粗精矿再磨再选—选铜尾矿依次选锌硫的工艺流程进行了矿石选矿试验。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占80%情况下进行1次铜粗选,粗精矿再磨至-0.043 mm占93.6%情况下进行2次精选,铜粗选尾矿2次扫选选铜、1粗2精2扫选锌、1粗1精1扫选硫,可获得铜品位为24.80%、铜回收率为80.81%,金、银含量分别22.00 g/t、169.20 g/t,金、银回收率分别为70.97%、63.65%的铜精矿,锌品位为45.48%、锌回收率为87.16%的锌精矿,硫品位为42.80%、硫回收率为59.19%的硫精矿。     

硫化浮选-酸浸工艺回收某铜钴尾矿中的铜钴

四川会理某铜钴尾矿铜钴品位分别为0.84%和0.33%,-400目含量占65%,铜钴矿物氧化程度较高。为了充分回收其中的有用成分,减少金属残余对环境的潜在污染,采用硫化浮选-硫酸酸浸工艺进行了铜钴回收试验。结果表明：采用1粗2精2扫、中矿顺序返回硫化浮选流程处理该尾矿,最终可获得铜、钴品位分别为7.14%、4.15%,铜钴回收率分别为76.11%、87.16%的铜钴混合精矿;在硫酸与铜钴混合精矿质量比为15%,液固比为4∶1,浸出温度为75 ℃,浸出时间为100 min的情况下用硫酸酸浸铜钴混合精矿,铜、钴的浸出率分别为86.74%、81.36%。对应试样的铜、钴回收率分别为66.01%、70.91%,较好地实现了该尾矿中有用成分的回收。     

刚果(金)某低氧化率铜钴矿选冶联合试验研究

针对刚果(金)某铜钴矿氧化率低、直接浸出回收率低的问题,采用浮选回收硫化铜钴精矿、硫酸浸出浮选尾矿工艺流程处理该矿石。结果表明,采用硫化矿闭路浮选得到的硫化精矿中铜品位50.81%、钴品位1.62%,铜回收率24.79%、钴回收率11.10%; 浮选尾矿在液固比2∶1、硫酸用量202 kg/t_矿条件下常温搅拌浸出3 h,铜浸出率93.98%,钴浸出率72.44%; 选冶综合回收率铜95.47%,钴75.50%,酸耗199.58 kg/t_矿。与原矿直接硫酸浸出工艺相比,铜回收率提高了14.95个百分点,钴浸出率提高了6.93个百分点。研究成果可为同类矿物的开发利用提供技术依据。     

湖北某铜尾矿资源化利用研究

湖北某铜尾矿中有价组分为WO3、Cu、S、Fe,为实现该铜尾矿的资源化利用,开展了详细的综合回收试验研究。结果表明：① 采用铜硫混合浮选、铜硫混合精矿再磨后铜硫分离浮选工艺流程处理试样,闭路试验可获得产率0.10%、Cu品位13.80%、Cu回收率21.71%的铜精矿以及产率1.22%、S品位44.50%、S回收率50.89%的硫精矿。② 采用2粗2扫1精常温浮选处理铜硫混浮尾矿,常温精矿浓缩至60%,再加温至90 ℃,搅拌、解吸80 min后采用1粗2扫5精加温精选、中矿顺序返回的工艺流程,最终获得产率0.93%、WO3品位15.31%、WO3回收率55.07%的钨精矿产品;该钨精矿进行酸浸提质,最终获得产率0.40%、WO3品位34.19%、WO3回收率53.04%的酸浸钨精矿。③ 针对钨粗选尾矿,采用弱磁选工艺可获得产率3.73%、TFe品位60.45%、回收率15.66%的铁精矿。     

钒钛铁精矿硫钴回收试验

为综合回收攀钢矿业有限公司生产的钒钛铁精矿中的硫和钴,在工艺矿物学分析的基础上,采用磨矿磁选和浮选的方法进行了浮选条件试验、开路流程试验和全流程试验。试验结果表明：采用磨矿弱磁选-脱磁-浮硫1粗1扫3精的开路流程,可获得全铁品位为56.02%、硫品位为30.02%、钴品位为0.30%、硫回收率为16.411%、钴回收率为6.15%的硫钴精矿;脱硫后的铁精矿全铁品位为55.69%、硫品位为0.284%;推荐工业试验流程为分级磨矿-弱磁选后脱磁-浮硫1粗2扫3精的闭路浮选工艺。     

选冶联合处理刚果(金)某高钙镁铜钴矿的试验研究

刚果(金)某高钙镁铜钴矿含有大量耗酸脉石,直接浸出时酸耗高,经济效益低。通过选冶联合试验研究,采用连续五次氧化矿粗选、粗精矿不再精选的流程获得精矿,其铜钴品位分别为6.45%、0.96%,金属回收率分别为90.61%、89.07%,产率26.27%。通过技术经济对比,选冶联合工艺相较于直接浸出工艺,浸出酸耗降低了80.64%,综合药剂成本降低了58.16%,提升了工艺的经济效益。     

选冶联合工艺综合回收金的试验研究

针对某含铜钴的金多金属矿,采用铜优先—金钴混合浮选流程回收金,指标偏低。对流程中的浮选尾矿进行了多元素分析、粒度筛析及金属分布测定和工艺矿物学检查,发现粗颗粒中含有一定量的金,同时还有部分被氧化需要进行再磨再选和氰化浸出联合工艺对金进行回收。再磨再选得到的金钴精矿中金的回收率为6.93%;再磨再选尾矿经氰化浸出后浸渣金品位为0.33g/t,金作业浸出率为80.0%,对原矿金回收率为19.04%;"铜优先—金钴混合浮选—尾矿再磨再选—再选尾矿炭浸"的选冶联合工艺获得的金总回收率为95.38%。     

微细粒浸染包裹含砷金矿石金的回收

提供了一种微细粒浸染包裹含砷金矿石的选冶联合工艺,包括浮选、碱性常温常压强化碱浸预氧化和氰化。先对含砷金矿石进行浮选,获得含金63.80 g/t、产率5.51%、金回收率92.08%的浮选金精矿,然后对金精矿进行超细磨和碱性常温常压强化碱浸预氧化,氧化渣金的浸出率88.56%,金的选冶总回收率81.55%。     

四川绵阳某氧化铅锌矿浮选工艺研究

对四川绵阳某氧化铅锌矿进行了浮选工艺研究。采用先硫后氧、先铅后锌的选别方案,经两粗一精一扫选铅、三粗两精一扫选锌,在磨矿细度-0.074 mm粒级占90%条件下,得到了产率12.77%、铅品位66.10%、铅回收率88.23%、含锌2.87%、锌回收率3.18%的铅精矿和产率18.76%、锌品位45.32%、锌回收率73.81%、含铅1.62%、铅回收率3.18%的锌精矿,全流程铅金属总回收率91.41%、锌金属总回收率76.99%。     

铜硫无碱等可浮工艺分选秘鲁某铁多金属矿深部矿石

对秘鲁某铁多金属矿含Cu 0.127%、Au 0.08 g/t、S 2.08%、Fe 40.56%的深部矿石进行了选矿工艺试验研究。该矿原设计选矿工艺流程为铜硫混选—铜硫分离—混选尾矿磁选回收铁,存在铜硫分离难度大、石灰用量高和分选指标不理想等问题。针对原流程存在的问题,根据矿石性质,采用铜硫等可浮-硫浮选-磁选和铜硫等可浮-磁选-铁精矿浮选脱硫两种原则工艺流程进行试验研究,铜硫等可浮分选时,采用选择性的铜捕收剂BK306在无碱条件下将铜和部分易浮硫化物浮出,然后进行铜硫分离回收铜、金;最后通过磁选从浮选尾矿中回收铁。通过铜硫等可浮(粗精矿再磨精选分离)-硫强化浮选-磁选和铜硫等可浮(粗精矿再磨精选分离)-磁选-铁精矿强化浮选脱硫两种试验方案的工艺流程和闭路试验指标的对比分析,最终确定了铜硫等可浮(粗精矿再磨精选分离)-磁选-铁精矿强化浮选脱硫的工艺流程,闭路试验获得含铜19.68%、含金8.26 g/t、铜回收率73.19%、金回收率41.83%的铜精矿,含硫35.58%、硫回收率26.02%的硫精矿,以及含铁69.23%、含硫0.16%、铁回收率91.40%的铁精矿。该工艺既可实现矿石中伴生有价金属铜、金的高效回收,又能显著降低铜硫分离所需的石灰用量,并保证后续磁选作业获得含硫低、铁品质较好的铁精矿。     

云南某铜矿低碱条件下选矿工艺流程研究

在对云南某铜矿进行系统浮选试验的基础上, 比较了铜硫混选-铜硫分离、直接浮选不分离两种不同的选矿工艺。研究结果表明, 采用直接浮选不分离工艺, 经一次粗选、两次扫选、粗精矿再磨四次精选, 可以获得含铜21.00%、回收率87.73%的铜精矿。浮选尾矿再用磁选回收铁, 可以获得铁品位55.89%、铁回收率21.59%的铁精矿。     

混合粗精矿的分步脱硫及铜锌分离

铜锌硫化矿粗磨后混合浮选具有回收率高和成本低的优势,但混合精矿面临铜锌硫分离的难题。云南思茅地区的铜锌硫混合粗精矿,其细度为-74μm含量75%;Cu,2.56%;Zn,5.23%;S,37.21%。采用混合粗精矿再磨-分步降硫-铜锌分离工艺,研究了再磨细度、药剂用量等因素对铜、锌矿物和硫矿物分离效果的影响。当粗精矿再磨细度为-38μm含量90%时,闭路试验获得品位和回收率均较高的铜精矿、锌精矿和硫精矿产品,铜精矿含Cu 20.42%,Cu回收率82.47%;锌精矿含Zn 45.07%,Zn回收率83.88%;硫精矿含S 38.40%,S回收率81.78%。说明对混合精矿先分步脱硫,再铜锌分离可实现各矿物较彻底的分离。本研究可为混合粗精矿的高效浮选分离提供一定的参考。     

四川某铜多金属矿石选矿试验

四川某铜多金属矿石中除铜外,还伴生有钼、硫钴和铁。为了合理有效地利用该矿石,对其进行了选矿工艺研究。结果表明,采用铜钼混合浮选-铜钼分离浮选-混浮尾矿浮硫钴-浮选尾矿弱磁选回收铁的工艺流程,可在高效回收铜的同时较好地实现钼、硫钴和铁的综合回收,所获铜精矿铜品位为21.25%、铜回收率为93.38%,钼精矿钼品位为45.78%、钼回收率为45.72%,硫钴精矿硫品位为44.69%、钴品位为0.46%、硫回收率为41.53%、钴回收率为46.42%,铁精矿铁品位为63.73%、铁回收率38.29%。     

含银铜硫矿石优先浮选工艺与混合浮选工艺对比试验

在工艺矿物学研究基础上,对某含银铜硫矿石进行了优先浮选与混合浮选工艺试验研究,经条件试验,确定了药剂制度并进行了实验室小型浮选闭路试验。试验结果显示,在磨矿细度-74μm占90%条件下,采用铜硫优先浮选工艺,经一次粗选两次精选两次扫选铜,可获得铜品位为20.17%、回收率为98.41%、银品位为277.9g/t、回收率为92.38%的铜精矿;经一次粗选两次精选两次扫选硫,获得硫品位37.11%、硫回收率43.76%的硫精矿。在磨矿细度-74μm占80%条件下,采用铜硫混合浮选工艺,经一次粗选三次精选两次扫选获得铜硫精矿,再经一次粗选一次精选一次扫选实现铜硫分离,铜精矿铜品位为20.03%、回收率为93.37%、银品位为259.5g/t、回收率为82.41%;硫精矿硫品位32.34%、硫回收率26.01%。优先浮选精矿铜、银品位及回收率高于混合浮选工艺,且优先浮选工艺过程稳定可靠,药剂制度简单,适合生产,对类似的含银铜硫矿石工艺流程的选择具有重要参考价值。     

云南某难选氧化铜矿浮-磁联合选矿试验

为高效回收利用铜品位为1.28%的云南某氧化铜矿,根据原矿高氧化率、高结合率、嵌布粒度细的特点及不同含铜矿物可浮性和磁性的差异,试验研究采用先浮硫化铜后浮氧化铜-浮选尾矿强磁选的原则工艺流程。试验结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm 84.5%的条件下,进行硫化铜1粗1扫2精浮硫化铜矿,硫化铜浮选尾矿再进行1粗3扫3精浮氧化铜矿,浮选尾矿通过磁选综合回收铜工艺,最终获得的硫化铜精矿铜品位为24.75%,铜回收率为33.03%;获得的氧化铜精矿铜品位为16.12%,回收率为39.25%;获得的磁选精矿铜品位为9.71%,铜回收率为12.50%;总精矿铜品位为16.77%,总铜回收率为84.78%,获得了满意的试验指标。      

某微细嵌布铜矿的选矿试验研究

针对陕西某微细粒嵌布铜矿的矿石性质,进行了磨矿细度、捕收剂、调整剂、浮选精矿再磨等研究。结果表明:采用磨矿-优先选铜-铜粗精矿再磨-铜精选-铜扫选尾矿选硫工艺,可获得铜精矿品位Cu16.94%,铜回收率80.89%;硫精矿品位S 36.77%,硫回收率78.85%的选别指标。      

旋流-静态微泡浮选柱用于铜钼分离的试验研究

利用旋流—静态微泡浮选柱半工业分选试验系统对某选矿厂铜精矿产品进行了铜钼分离的试验研究。经过浮选柱粗选—粗精矿再磨—三段柱精选的闭路流程,在入料钼品位0.17%的情况下,可以得到钼精矿品位47.51%、钼回收率72.07%的浮选指标,铜回收率达到99.99%。该流程工艺简单,在基本不损失铜金属的情况下,得到了合格的钼精矿产品,实现了资源的综合回收利用。