某铜冶炼渣选矿厂降低尾矿品位试验与实践

针对某铜冶炼渣选矿厂尾矿品位偏高的问题,进行了大量的工艺参数条件试验研究。试验结果表明,在一段磨矿细度-74 μm 64.8%、二段磨矿细度-45 μm 90.1%、快速浮选Z-200用量440 g/t、快速浮选2#油用量140 g/t、二段浮选Z-200用量140 g/t的条件下,浮选指标最优;同时,为了提高磨矿细度,改造了一段磨矿返砂槽、优化了磨矿介质控制参数。生产实践结果表明,炉渣含铜4.237%时,可获得铜精矿品位为20.696%,尾矿铜品位为0.286%的较好指标。     

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%。     

某金矿重选尾矿回收金、铜的工艺研究

在某金矿选矿厂,其原矿经尼尔森离心选矿机分选后,尾矿中仍含品位较高的金和铜,分别为2.35 g/t和0.724%,具有一定的回收价值。为充分提高金和铜资源的综合利用,本论文对该尾矿进行了重选和浮选工艺探索。在磨矿细度ω(-0.074 mm)为65%条件下,进行了一粗两扫两精浮选。结果表明,在浮选精矿中,金的品位为58.25 g/t,尾矿含金0.13 g/t,金的浮选回收率94.68%;浮选精矿铜的品位为14.15%,铜浮选回收率74.65%。该浮选工艺对尾矿中的金和铜进行了有效的回收。     

从含碲金矿中综合回收金、银、碲的试验研究

对河南某含碲金矿石进行了尼尔森重选单因素试验和重选尾矿再浮选试验。在磨矿细度-0.074 mm粒级占60%、给矿浓度25%、离心力强度50g、给矿速度900 g/min条件下获得重选精矿,在磨矿细度-0.074 mm粒级占70%、矿浆pH值为8、捕收剂异戊基黄药用量120 g/t条件下对重选尾矿进行一粗一扫浮选,重选和浮选的合并精矿金、银、碲品位分别为32.88 g/t、39.94 g/t和94.35 g/t,金、银、碲总回收率达到了89.97%、86.48%和81.29%,实现了金、银、碲的有效回收。     

某低品位铜金矿铜硫分离试验研究

我国的铜矿资源丰而不富,铜矿资源仍是国内短缺的矿种。实现低品位铜矿资源的高效开发和利用对我国铜业经济的稳定发展具有重要的意义。某低品位铜金矿石铜品位0.501%,含金0.4 g/t,硫品位3.88%。铜矿物以硫化铜为主,占总铜的96%,铜矿物嵌布粒度较细,且与黄铁矿致密共生。通过详细的浮选条件试验(磨矿细度、捕收剂用量、铜硫分离CaO用量及磨矿细度)和工艺流程试验(扫选次数和精选次数),最终采用了"阶段磨矿-混合浮选-铜硫分离"的浮选工艺,粗选磨矿细度为-0.074 mm 58.13%,矿浆的p H值约为6,添加100 g/t的硫酸铜为活化剂,采用丁基黄药和丁胺黑药为组合捕收剂,用量为300 g/t(丁基黄药:丁胺黑药=2∶1),铜硫分离的磨矿细度为-0.045 mm 82.45%,石灰的添加量为2 kg/t,采用一次粗选、两次扫选和三次精选的工艺流程可实现铜、金和硫的有效回收。闭路试验结果表明:铜精矿品位为19%左右,含金约9.5 g/t;铜和金的选矿回收率分别为Cu 78.16%和Au 50.90%。试验所采用的浮选工艺流程简单,生产成本低。可为下一步铜选厂的建设提供技术参考和决策依据。     

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。     

河北某多金属金矿选矿试验研究

针对河北某金矿石以金为主,含有银、铜、锌等多种金属矿物,矿石性质复杂,金的嵌布粒度大小不等的特点,在磨矿细度-74μm占65.0%条件下,采用"尼尔森重选—浮选"工艺流程,尼尔森重选可获得金品位318.06 g/t、回收率36.69%的精矿,重选尾矿采用一次粗选、一次精选、两次扫选浮选流程,可获得金品位65.2 g/t、银品位375 g/t、金回收率55.99%、银回收率71.25%的精矿,金总回收率达到95.68%,银总回收率达到86.86%。浮选精矿中锌、铜的回收率分别为96.55%、94.50%。     

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。     

巴布新几内亚马当省某铜镍矿的选矿试验

巴布新几内亚马当省某铜镍矿含铜0.26%,含镍0.63%。根据矿石性质,采用一次粗选、两次扫选、一次精选铜镍混合浮选,中矿顺序返回的闭路浮选试验流程。在磨矿细度为-0.074 mm占80%,六偏磷酸钠用量为1500 g/t,CMC用量为400 g/t,丁基黄药200 g/t,Z-200用量为40 g/t,松醇油用量10 g/t条件下,获得了较好的选矿指标。所得铜镍混合精矿铜品位4.50%、镍品位9.22%,铜回收率86.52%、镍回收率72.73%。     

基于混料设计和响应曲面法的云南某铜尾矿选铋工艺参数优化

某铜选厂尾矿试样中铋品位为3.94%,铋主要以自然铋的形式存在,其次为黄铜矿、方铅矿中铋。针对试样性质特点,采用浮选工艺流程回收铜尾矿中的铋。为进一步优化浮选指标,首先以乙硫氮和丁基黄药用量为自变量,铋的回收率为因变量建立混料模型,确定组合捕收剂乙硫氮和丁基黄药的最优配比。在此基础上,利用中心复合设计进行响应曲面设计,以磨矿细度、硫化钠用量、碳酸钠用量、组合捕收剂用量为自变量,铋的回收率为因变量,建立4因素5水平数学模型。然后按模型设计试验进行1次粗选浮选试验,对试验结果进行方差分析,验证模型的可靠性。最后依据响应曲面法确定的最佳浮选条件进行“1粗3精2扫”浮选闭路试验。结果表明：①在磨矿细度为-0.074 mm占85%、氧化钙用量为4 kg/t、硫化钠用量为150 g/t、碳酸钠用量为900 g/t、25号黑药用量为100 g/t、组合捕收剂总用量为200 g/t的条件下,组合捕收剂乙硫氮和丁基黄药的最优配比为4∶1。②方差分析模型的P<0.05,磨矿细度和硫化钠用量对铋的回收率影响显著;响应曲面法确定的最佳粗选条件为磨矿细度-0.074 mm占86%、硫化钠用量140 g/t、碳酸钠用量750 g/t、组合捕收剂用量250 g/t,预测铋的最大回收率为83.77%,实际铋的回收率为83.85%。③根据响应曲面法确定的最佳浮选条件,采用“1粗3精2扫”的闭路浮选试验,获得精矿铋品位24.47%、铋回收率79.25%的铋精矿,铋回收率较原浮选闭路流程提高近2个百分点。研究结果表明混料设计和响应曲面法可用于优化铋浮选的工艺参数,具有较高的可信度。     

低品位铜矿选矿工艺研究

对某低品位铜矿石的选别工艺进行了试验研究。通过浮选条件试验,确定采用一段粗磨(细度-74μm含量占51%)丢尾、闪速浮铜、铜硫混浮再磨分选流程,得到了含铜品位31.17%、铜回收率93.53%、伴生金回收率52.17%的铜精矿和含硫43.2%、回收率44.31%的硫精矿。结果表明,此选别工艺可有效处理该低品位铜矿石。     

西藏某高铁铜矿中有价金属的利用方案

为了回收西藏某高铁铜矿的铜与铁等有价元素,进行了先磁选后浮选与先浮选后磁选两种选矿试验方案的比较,最终确定采用先浮选后磁选的工艺流程。进一步进行条件试验并确定药剂制度后,在磨矿细度为-0.074mm占80%、石灰用量为4000g/t、水玻璃用量为1000g/t、丁黄药用量为120g/t的情况下,取得铜品位为21.61%、铜回收率为93.89%的铜精矿与铁品位为55.95%、铁回收率为38.86%的铁精矿,有效实现了资源的利用。     

活化剂DZ-602在某氧化铜矿选矿试验中的应用

介绍西藏某氧化铜矿的矿物组成及矿石性质。针对原矿性质,进行了相应的浸出试验和浮选试验。在浮选流程中,选用高效活化剂DZ-602配合硫化钠组合使用,以增加氧化铜矿物表面的疏水性,取得了很好的选别效果。闭路试验指标为,铜精矿品位17.13%,铜精矿回收率69.21%,铜精矿含银1822g/t。     

西藏某氧化铜矿石选矿试验研究

对西藏某氧化铜矿石进行了可选性试验研究。试验根据矿石的工艺矿物学特性,以传统的硫化浮选工艺为基础,采用“硫氧分步粗选-粗精矿混合精选”的工艺流程并辅之以新型高效浮选药剂,有效地选别和综合回收了矿石中的有价元素铜和伴生金、银。闭路试验指标为,铜精矿品位31.66%、回收率83.25%,铜精矿含金1.50g/t、银106g/t,金、银回收率分别为78.62%、64.35%。     

对某铜矿石中铜和金的选矿试验研究

采用重—浮联合流程回收某低品位铜矿石中的铜和金。金的回收通过重选富集,进一步上摇床提高金的品位,得到的金精矿的品位为121.45 g/t,回收率为60.73%。铜的回收采用氧硫混浮,浮选通过一次粗选、四次精选、三次扫选,得到最终铜精矿的品位为12.56%,回收率为80.49%。且铜精矿中金的品位也有10.77g/t,产品达到计价标准。     

某铜锌硫多金属矿选矿试验研究

某铜锌矿石含铜2.86%、锌1.30%、硫29.15%、金1.00g/t、银39.16g/t,试验研究表明,在磨矿细度-74μm占80%的条件下,采用部分混合—优先浮选流程粗选,混合粗精矿再磨后进行铜、锌分离浮选,最终可获得含铜25.91%、回收率为85.23%的铜精矿,含锌32.14%、回收率为83.40%的锌精矿,含硫50.98%、回收率为82.21%的硫精矿。     

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%。     

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。     

某含金银铅锌硫矿石银铅浮选工艺优选试验

为获得高品质的银铅精矿,对某高硫银铅锌多金属矿石分别进行异步浮选—粗精矿全部再磨浮选、异步快速浮选—中矿集中再磨浮选和分段分速异步浮选—粗精矿部分再磨浮选试验。试验结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm 70%的情况下,分段分速异步浮选—粗精矿部分再磨浮选优于其余两种工艺,浮选流程获得的银铅精矿银品位621 g/t、银回收率54.18%,铜品位0.84%、铜回收率34.62%,铅品位62.78%、铅回收率89.42%,锌品位6.45%、锌回收率5.83%。     

真空缓冷铸渣机冷却炉渣选铜的研究

介绍了真空缓冷炉渣的工艺矿物学特性。试验研究结果表明，该炉渣属于中等可碎性偏难，硬度系数在８￣１６之间，在磨矿细度为－０．０１６ｍｍ占８９％时，粗、扫选抛尾粗精矿再磨再选，以Ｚ－２００、ＳＮ－９和丁胺为混合捕收剂，最终得到铜精矿产率为４．５９％，精矿含铜２３．４８％，含金５．８ｇ／ｔ，铜回收率为８３．７０％；尾矿含铜０．２２％，含金０．１８ｇ／ｔ。