艾萨磨在某高硫铜锌混合粗精矿铜锌分离中的应用

某高硫铜锌混合粗精矿在铜锌分离过程中难以获得铜品位18%以上的铜精矿,为解决铜精矿品位偏低的问题,进行了艾萨磨再磨工艺与现场球磨+水力旋流器再磨分级工艺对比试验研究。试验结果表明：采用艾萨磨工艺,铜锌分离作业可获得铜品位20.52%、锌含量2.38%、铜回收率89.32%的铜精矿,与现场球磨再磨工艺相比,铜精矿品位提高了2.82个百分点,锌含量降低了1.17个百分点,铜回收率提高了3.98个百分点。     

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。      

中亚某金矿铜硫分离药剂优化提铜试验研究

中亚某金矿石含铜0.21%、含金6.32 g/t,原生硫化铜和次生硫化铜占总铜的96.22%;暴露金和硫化物包裹金占总金的90.07%,包裹金的硫化物主要为黄铜矿。现场1粗1精1扫铜硫混浮,混合精矿磨至-38μm占90%的情况下2粗3精铜硫分离,金铜精矿铜品位仅4.72%。为了获得铜品位超过20%的金铜精矿,对混合精矿进行了铜硫分离药剂优化。结果表明,以Z-200+戊基黄药为捕收剂,采用2粗3精铜硫分离、中矿顺序返回流程处理,可获得铜品位22.39%、金品位602.61 g/t、铜回收率85.34%、金回收率63.68%的金铜精矿,及金品位13.28 g/t、金回收率36.32%的硫金精矿,与现场生产精矿相比,金铜精矿金品位由139.50 g/t提升至602.61 g/t、铜品位由4.72%提升至22.39%、Cu回收率提升了9.35个百分点;闭路试验硫金精矿氰化浸金试验金浸出率为69.49%,浸渣金品位为4.08 g/t,最终金综合回收率为88.92%,达到了理想的试验效果。     

安徽某铜硫矿选矿工艺优化试验研究

安徽某铜硫矿现场选矿工艺为"铜硫等可浮出快铜-中矿再磨-铜硫分离",得到的硫精矿产品品位不够理想,仅为41.43%,离要求的48%差距较大。针对这一情况,本文开展了选矿工艺试验研究,针对含Cu 0.85%、S 15.23%的原矿,采用"铜硫混浮粗精矿再磨脱脉石-铜硫分离"工艺流程,闭路试验最终获得铜精矿含Cu 17.41%、S 32.44%,Cu回收率86.46%;硫精矿含Cu 0.24%、S 48.95%、Fe 44.01%,S回收率60.78%。     

江西某铜银多金属矿选矿工艺

根据江西某铜银多金属矿石的特点,采用铜硫混合浮选—铜硫混合精矿再磨—混合精矿铜硫分离的工艺流程,以及组合铜硫捕收剂丁基铵黑药+丁基黄药,新型高效抑制剂DT-2#综合回收铜、硫、银等有价元素。闭路试验获得了含铜22.49%、铜回收率88.76%的铜精矿,含硫33.07%、硫回收率62.25%的硫精矿。银回收率88.16%,主要富集在铜精矿中,综合品位达到1 595.47 g/t。     

浮选中矿选择性分级再磨浮选机理研究

安徽某铜矿随着井下的开拓延伸,铜品位有所下降,目前铜平均品位为0.62%左右,采用现场常用浮选药剂按铜硫混合浮选-铜硫分离、中矿循序返回流程试验,得到铜精矿品位21.47%、铜回收率85.52％的技术指标。采用中矿选择性分级再磨闭路大循环新工艺进行选矿试验,在铜精矿品位不低于现场指标的前提下,回收率提高到90.00％左右。综合应用Zeta电位分析与XRD测试手段,对中矿选择性分级再磨闭路大循环新工艺的机理进行研究并分析。试验结果表明,中矿选择性分级再磨闭路浮选工艺可以不断循序渐进地对有用矿物进行磨矿、分级、浮选,形成磨浮大循环,同时在闭路循环过程中改变原矿的表面性质,增大有用矿物的可浮性。     

甘肃某低品位难选铜硫矿选矿试验

根据甘肃某低品位难选铜矿石的特点,进行了铜硫混合浮选、混合精矿铜硫分离条件研究,试验确定的工艺技术条件可有效解决次生硫化铜含量高所造成的铜硫难以分离问题。在铜硫混合浮选磨矿细度为-0.074 mm占70%、铜硫混合精矿再磨细度为-0.043 mm占90%的情况下,采用1粗2精1扫混浮铜硫、铜硫混合精矿再磨后1粗1扫2精铜硫分离、中矿顺序返回流程处理该矿石,最终可获得铜品位为16.25%、回收率为63.92%的铜精矿,以及硫品位为37.45%、回收率为80.10%的硫精矿。     

某铁矿干抛废石的综合利用

某铁矿干抛废石中Fe、Cu、S含量较高,因此在实验室条件下对该干抛废石中Fe、Cu、S等矿物进行了综合回收试验研究.试验采用先浮后磁工艺,获得了较好的选矿指标.铁精矿品位61.50%,磁性铁回收率＞90%,可混入现场大生产流程铁精矿中,综合品位在65%以上;铜硫混合精矿中硫精矿品位达35.92%.这部分混合精矿可并入大生产流程再磨后进行铜硫分离,最终可得到18%的铜精矿和品位46%以上的硫精矿.     

某含金铜硫矿浮选分离试验研究

为了合理开发利用某含金硫化铜矿资源,开展了工艺矿物学和选矿综合利用试验研究。研究显示,矿石中主要有价元素铜品位为0.57%,伴生元素金品位为1.56 g/t;铜主要以黄铜矿的形式存在,金主要以自然金和银金矿的形式赋存,其载体矿物多为黄铁矿和黄铜矿。以YZ-05为捕收剂,采用“铜金硫混合浮选—铜硫分离—硫精矿再磨—金硫分离”的分选试验流程,闭路试验得到了铜精矿、金精矿和硫精矿,其中铜精矿Cu品位为19.57%、回收率88.7%,Au品位为36.93 g/t、回收率65.5%,Ag品位为61.00 g/t,回收率46.70%;金精矿Au品位42.27 g/t、回收率21.1%金综合回收率为86.6%;硫精矿中S品位为48.24%,回收率为69.70%。该研究为此矿石的综合回收利用提供了技术依据。     

澳大利亚某含硫铁铜矿的选矿工艺研究

针对澳大利亚某含硫铁铜矿样, 采用先浮选硫化矿物、后磁选铁矿物的原则工艺, 可在有效降低铁精矿中硫含量的同时综合回收矿石中的铜、硫。在原矿磨至-0.074 mm粒级占70%后铜硫混选, 粗精矿再磨至-0.074 mm粒级占95%后铜硫分离, 铜硫混选尾矿再弱磁选的闭路试验中, 可以获得铜精矿品位19.93%、铜回收率80.35%, 硫精矿品位32.75%、硫回收率41.13%, 铁精矿铁品位71.45%、铁回收率89.44%(铁精矿含硫0.34%)。     

铜铅锌硫矿提高铜回收率、精矿质量试验研究

针对某铜铅锌硫矿实际生产中存在的问题:铜浮选作业中有13.35%的铜损失在铜尾矿中;硫精矿含锌1.10%,杂质锌含量超标;锌精矿产品质量不合格(锌品位为18.38%),对铜浮选作业进行了多流程方案对比开路试验以及主要工艺条件的调整与优化,可获得铜精矿铜品位15.11%,铜回收率92.30%指标,较现场铜回收率提高了5.65%。采用抑锌浮硫工艺流程,可将现场硫精矿中锌品位由1.16%降至0.41%。对现场锌精矿采用不再磨、再磨工艺均显著提高了锌品位(锌品位最高可达48.71%),同时对该流程下浮选尾矿可作为单独的硫精矿产品进行回收。     

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%。     

湖北某铁矿中极低品位伴生铜硫综合回收工艺技术研究

对湖北某铁矿中极低品位伴生铜硫进行了综合回收研究。采用铜硫混浮-铜硫分离-中矿集中脱泥流程, 闭路试验可以获得产率0.08%、Cu品位16.55%、回收率67.31%的铜精矿以及产率7.06%、S品位49.10%、回收率62.51%的硫精矿。通过铜、硫的综合回收, 为矿山带来新的经济效益和社会效益。     

广西某低品位复杂铜锌多金属矿选矿试验

针对广西某低品位复杂铜锌多金属矿进行了选矿试验研究, 在磨矿细度-74 μm粒级占85%的情况下, 通过一粗三扫四精优先选铜、选铜尾矿一粗两扫三精选锌、选锌尾矿一粗两扫两精选硫砷、硫砷混合精矿一粗两扫两精再分离、中矿顺序返回的闭路试验流程, 获得铜精矿铜品位16.29%、铜回收率51.48%, 锌精矿锌品位45.61%、锌回收率72.15%, 硫精矿硫品位36.35%、砷品位0.67%、硫回收率46.09%, 砷精矿砷品位31.54%、砷回收率75.10%, 综合回收了矿石中的有价元素。     

PVC废塑料与石煤混合焙烧-酸浸提钒试验

石煤提钒过程中,为提高钒浸出率,往往会在焙烧阶段添加添加剂,而PVC废塑料则是没有得到很好回收利用的大宗废弃物。针对这一状况,以PVC废塑料为添加剂,进行了石煤提钒工艺条件研究。结果表明：①在焙烧过程中加入与石煤质量比为10%的PVC废塑料,在升温速率为10 ℃/min,焙烧温度为800 ℃,焙烧时间为60 min,焙砂酸浸的硫酸体积浓度为15%,液固比为1.5 mL/g,浸出温度为95 ℃,浸出时间为4 h情况下,钒浸出率可达92.60%,与空白焙烧-酸浸工艺相比,钒浸出率提高了6.50个百分点。②石煤焙烧阶段加入10%的PVC废塑料后,石煤中各主要元素的浸出率有不同程度的提高,说明PVC的加入有助于破坏石煤的矿物结构,促进后续酸浸过程中钒的浸出,但并不给后续富集钒和沉钒工艺带来不利影响。因此,在石煤提钒焙烧过程中添加PVC废塑料,可改善钒的浸出效果,降低钒的浸出成本,实现PVC废塑料的综合利用,经济效益和环境效益显著。     

青海某铜多金属矿选矿试验研究

对青海某铜品位1.00%、钼品位0.067%、金含量3.04 g/t的铜多金属矿进行了选矿试验研究。采用铜钼等可浮-铜钼分离-铜钼等可浮尾矿选硫的工艺流程,闭路试验获得了钼精矿钼品位48.52%、钼回收率86.49%,铜精矿铜品位19.44%、铜回收率94.72%、铜精矿中含金57.10 g/t、金回收率90.44%,硫精矿硫品位36.56%、硫回收率32.84%。     

内蒙古某复杂多金属硫化矿选矿技术研究

对内蒙古某铜铅锌多金属硫化矿石进行了浮选试验研究。采用"铜铅混合浮选-铜铅分离-尾矿再选锌"的工艺流程,在磨矿细度-0.074 mm粒级占80%条件下,优化药剂制度,获得了铜精矿铜品位20.14%、铜回收率40.27%,铅精矿铅品位62.46%、铅回收率93.56%,锌精矿锌品位48.84%、锌回收率89.27%的选别指标,银总回收率达到了88.01%。     

低品位铜铅多金属硫化矿浮选分离试验研究

对四川汉源地区某高硫型低品位铜铅多金属硫化矿进行了浮选分离试验研究。采用混合浮选得到铜铅混合精矿, 铜铅混合精矿经铜铅分离, 分别得到铜品位18.72%、含铅0.66%、含硫22.03%、铜回收率87.12%的铜精矿和铅品位59.66%、含铜0.58%、含硫14.89%、铅回收率85.72%的铅精矿; 铜铅混合浮选尾矿再浮选可进一步得到硫品位48.73%、含铜0.05%、含铅0.22%、硫回收率87.93%的硫精矿, 实现了该低品位多金属硫化矿中有价金属的综合回收。     

某硫化铜钼矿石的浮选试验研究

针对西藏某铜钼矿石进行了浮选工艺试验研究。采用铜钼混合浮选-铜钼混合精矿再磨后铜钼分离的选别工艺流程及适宜的药剂制度,小型闭路试验获得了钼精矿品位45.34%、钼回收率74.82%,铜精矿品位31.75%、铜回收率96.39%,其中铜精矿含金18.05 g/t、含银347.70 g/t、金回收率49.41%、银回收率68.91%。     

某铁尾矿中硫化矿物的综合回收试验研究

为了有效利用某铁尾矿中的铜、钴元素, 采用铜-硫(钴)依次优先浮选工艺进行了综合回收试验研究。最终获得了铜品位为27.42%、回收率90.93%的铜精矿和钴品位为0.29%、回收率为94.88%的含钴硫铁矿。