湖北某冶炼炉渣浮选选铜试验

湖北某冶炼炉渣铜含量为2.87%,以硫化铜形式赋存的铜占总铜的68.99%。为确定该二次资源回收铜的适宜工艺进行了浮选试验研究。结果表明,试样在磨矿细度为-45μm占80%的情况下,采用硫化处理—1粗2精2扫浮选流程处理试样,获得了Cu品位为28.47%、回收率为93.74%的铜精矿,试验指标良好,可以作为该二次资源回收铜的依据。     

铜锌冶炼炉渣的浮选

本文介绍了日本国大谷地浮选厂处理炼铜厂转炉渣和炼锌厂含锕残渣的浮选技术。分别描述了这两种渣的性质、浮选流程、药剂制度、设备及达到的技术指标。转炉渣经浮选处理可以得到含铜为40%、铜回收率为94.5%的铜精矿,丢弃的废渣产率达83.5%,铜品位为0.46%,金银也得到富集。含铜残渣经浮选后分别得到铜精矿与铅精矿。     

锡冶炼炉渣铜锡浮选分离工艺研究

对来宾冶炼厂锡冶炼炉渣进行铜锡分离浮选工艺研究,通过两段磨矿,FNa抑制锡浮选铜,铜精选一中矿扫选产出细泥锡精矿,避免细泥对粗选的干扰,实现了铜锡分离,既解决了锡冶炼因含铜高结炉问题,又综合回收了铜金属。     

云南某铜锌硫化矿浮选试验研究

铜锌硫多金属矿石分离一直是选矿界的难题。文中在对某铜锌硫化矿石进行选矿研究时，采用快速优先浮选流程，以硫酸锌和亚硫酸钠合理配比作为闪锌矿的抑制剂，应用选择性好的捕收剂Z-200，实现了铜、锌矿物的分选。     

康西铜冶炼渣回收铜可选性试验研究

为回收康西铜冶炼渣中的铜资源,在实验室开展了浮选回收铜的试验研究。结果表明,在磨矿细度-43μm粒级占80%,浮选矿浆浓度40%,石灰用量1 000 g/t,粗选硫化钠用量300 g/t、扫选1硫化钠用量100 g/t条件下,采用一次粗选、二次扫选闭路浮选,可获得铜品位27.64%、回收率94.25%的铜精矿。     

铜冶炼炉渣混合浮选工艺研究及生产实践

针对楚雄滇中有色金属公司铜冶炼过程产生的电炉渣、转炉渣进行了混合浮选研究。混合渣含铜1.710%,磨至细度为-50μm占90%后进入浮选作业,通过两次粗选、两次扫选、粗精矿不磨三次精选的工艺流程,可获得铜精矿品位为21%,尾矿品位0.28%以下,回收率85%以上的工艺指标。在实际生产中,通过对工艺流程的改造,又进一步优化了浮选指标。     

某铜冶炼缓冷渣浮选回收铜的试验研究

某铜冶炼渣中铜品位为 2.07%,根据其矿石性质特点,应用快速浮选—快浮尾矿、再二次浮铜的原则工艺流程,确定各试验条件。铜冶炼渣在磨矿细度为-0.045 mm 占 80% 的情况下,采用快速浮选—快浮尾矿再经过一次粗选、两次精选和一次扫选的工艺流程,进行闭路试验,可获得铜品位为 28.30%、铜回收率为 43.14% 的快浮精矿,以及铜品位为 22.56%、铜回收率为 42.47% 的铜精矿。     

某含铜铁矿石浮选回收铜试验研究

某含铜铁矿石中铜的品位为0.31%,因含铜矿物嵌布复杂,浮选分离铜困难。采用新型捕收剂DY-1对该矿进行选矿试验研究,通过一次粗选、二次精选和一次扫选中矿顺序返回的闭路试验流程可获得铜精矿品位15.67%,回收率56.85%的较好指标。     

混合铜冶炼渣浮选回收铜试验研究

粗选Ⅰ采用选择性强的捕收剂进行快速浮选,粗选Ⅱ采用捕收能力强的捕收剂进行分步浮选的工艺流程,对某冶炼混合炉渣进行了铜回收试验。结果表明,在磨矿细度为-45μm占85%给料下,以Z-200为粗选Ⅰ作业的捕收剂,快速浮选能直接获得含铜为27.57%、回收率为56.97%的铜精矿;以WP为粗选Ⅱ和扫选作业的捕收剂,并采用Na2S对矿浆进行硫化,调节p H为9.4,能获得含铜为17.32%、回收率为30.05%的铜精矿。混合后能获得含铜为22.89%,回收率为87.02%的最终铜精矿,同时渣选尾矿含铜降至0.23%。     

某铜炉渣缓冷处理的浮选试验研究

某铜冶炼炉渣含铜、铁、金、银等有益组分,综合回收价值较高。炉渣中铜矿物主要为辉铜矿、黄铜矿、斑铜矿和单质铜,其次为氧化亚铜;铁矿物主要为磁铁矿和硅酸铁;脉石矿物主要有硅酸铁和玻璃质。依据铜炉渣的矿物组成及矿物的嵌布特征,确定采用缓慢冷却—浮选工艺回收炉渣中的铜,采用一段粗选、三段扫选、一段精选的工艺流程,最终获得了铜品位18.81%、回收率92%的铜精矿,该工艺为铜炉渣的回收利用提供了有益的借鉴。     

铜冶炼弃渣工艺矿物学研究及磨浮流程优化方向探讨

本文对铜冶炼弃渣在选矿流程中的最终产品和关键节点中间产品进行分析,以高精度矿物解离分析技术(MLA)为手段,对选矿流程原矿、最终产品及中间产品进行矿物组成、元素赋存状态、铜矿物组成、矿物粒度分布和矿物嵌布、磨矿解离特征进行系统矿物工艺学分析研究,查明矿石和矿物加工现状。从元素平衡、矿物平衡、粒度平衡、解离度平衡、铜损失途径等方面对工艺流程及生产指标进行全面地分析评价,找出流程中存在的缺陷,提出流程可优化程度及优化方向,以及实际生产指标与理论指标间的差距。     

河南某冶炼铜渣浮选回收铜的实验研究

河南某冶炼铜渣中铜含量为4.78％,具有很高的回收价值.针对该铜渣的性质,重点考查了磨矿细度、矿浆PH、捕收剂用量及流程结构等因素对该铜渣选铜的影响.实验结果表明:在磨矿细度为-43μm 80％,丁基黄药粗选用量60 g/t,扫选Ⅰ和扫选Ⅱ用量30 g/t的条件下,采用一粗两精两扫的浮选流程,闭路实验获得精矿铜品位为2...     

不同含铜炉渣选矿对比试验研究

针对大冶冶炼厂的两种不同含铜炉渣—转炉渣和诺兰达炉渣进行了浮选对比试验研究,查清了两种炉渣的工艺矿物学性质。在确定最佳磨矿制度、药剂制度和工艺流程的基础上分别进行了全流程浮选开路试验,试验结果表明转炉渣开路浮选所得的铜精矿品位为40%,回收率为87%,尾矿品位0.37%;诺兰达炉渣浮选所得的铜精矿品位为30.94%,回收率为94.16%,尾矿品位0.29%。     

铜炉渣的强化浮选试验研究

针对云南某冶炼厂的铜炉渣,其含铜2.21%,铜主要以硫化铜、氧化铜和金属铜形式赋存。对该铜炉渣采用细磨后,利用Z-200和烃油类药剂KYY进行强化捕收浮选,分析讨论了磨矿细度、药剂种类及用量和扫选次数对铜浮选回收的影响。试验结果表明,当磨矿细度为-45 μm占90%时,采用KYY作为辅助捕收剂与Z-200组合使用,浮选闭路试验获得品位为24.82%、回收率为88.03%的铜精矿产品,选别指标较好。     

云南某低品位硫氧混合型铜矿浮选试验研究

云南某铜矿,铜品位仅0.47%,氧化率为23.02%;矿物组成虽简单,但对浮选有害的碱性脉石矿物含量较高;总体来看,该矿属低品位难选硫氧混合型铜矿。针对该矿的性质特点,对其进行了浮选试验研究,结果表明:在丁黄药 丁铵黑药(2:1)组合作为捕收剂、其用量150g/t,磨矿细度85%-200目,活化剂硫化钠用量500 g/t的条件下,采用“一粗-一扫-三精”浮选工艺,可获得较好的技术指标,最终铜精矿品位和回收率高达17.56%和90.80%,为低品位难选硫氧混合型铜矿资源的开发利用提供了有力的参考依据。      

高品位氧化铜矿熔炼渣型实验研究

针对非洲某高品位氧化铜矿开展渣型实验研究,主要进行了氧化钙加入量、氧化亚铁加入量、焦率和精矿含水等实验研究。结果表明,矿石中的铜赋存在孔雀石中,在焦比5%,熔炼温度1400℃,还原熔炼2小时,CaO:SiO2 =0.4:1,FeO:SiO2=0.1时,铜和钴回收率分别为99%和98%,熔渣含铜和钴分别为0.3%和0.01%;适量添加氧化亚铁造渣,能降低氧化钙的加入量,过低的氧化钙加入量会导致熔炼的流动性变差;熔渣中铜主要以高冰铜的形式存在,常规浸出方法回收困难。     

底吹铜熔炼渣中金银赋存状态及回收率提高探讨

某铜冶炼厂氧气底吹熔炼渣中金品位为0.11g/t,渣中金损失较多,生产上采用浮选法贫化熔炼渣回收金银,金回收率为57.08%,银回收率为65.23%,回收率较低。本文用扫描电镜探究底吹铜熔炼渣中主要组成物的形貌,确定熔炼渣主要矿物成分有冰铜、磁铁矿、铁橄榄石和玻璃体相。通过采用MLA仪器和选择性溶解方法对熔炼渣中金、银的赋存状态进行了研究。结果表明,偶见金属银与金属铜紧密连晶分布于硫化亚铜中;渣中硫化物包裹金占64.71%,硅酸盐包裹金占29.41%,裸露金占5.88%。底吹铜熔炼渣缓冷磨浮流程中被硅酸盐包裹的约30%的金很难回收,这是导致熔炼渣中金回收率低的主要原因。建议在熔炼过程中提高熔炼渣与锍充分接触碰撞的几率,使熔锍尽可能捕集到硅酸盐熔渣里的金银,从而降低熔炼渣中金银含量;在磨浮回收金银时,提高磨矿细度,使被硅酸盐包裹的金颗粒单体解离。     

新型抑制剂BK511在某矿铜钼分离浮选中的试验研究

研究采用新型抑制剂BK511,对强捕收剂黄药浮选的铜钼混合精矿进行了铜钼分离浮选试验研究。试验采用两次铜钼分离粗选、钼粗精矿一次精选后再磨、再经五次精选工艺流程,获得了钼精矿含钼45.31%,含铜1.14%,钼回收率89.94%的浮选指标。试验结果表明,BK511对采用强捕收剂黄药浮选的铜钼混合精矿中的铜矿物,具有较好的抑制作用。     

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。     

Modelling flotation with a flexible approach – Integrating different models to the compartment model

In this work, a comprehensive model structure for froth flotation is developed by linking the compartment model (Savassi, 2005) to a set of phenomenological models describing the froth recovery, the water recovery and the entrainment factor. This model structure is successfully calibrated against experimental data from a pilot plant campaign with a copper ore.