浮选—浸出工艺回收澳大利亚某低品位铜金矿中的铜、金、硫

澳大利亚某低品位铜金矿中铜以黄铜矿形式存在,金大部分以单体自然金形式存在,赋存于硫化物及脉石粒间,部分以不可见金的形式被黄铁矿包裹。黄铜矿和黄铁矿嵌布粒度较细,平均粒度0.03 mm。试验采用混合浮选—铜硫分离工艺,获得铜、金品位分别为19.02%和13.99 g/t,铜、金回收率分别为73.00%和49.29%的铜精矿;硫精矿经再磨后利用绿金浸出剂浸金,获得对原矿金浸出率14.92%,金总回收率64.21%,浸渣硫品位30.23%,可作为硫精矿销售。      

选冶流程处理难选钨矿石

<正> 广东莲花山钨矿矿石由于性质复杂难选,钨回收率较低(目前只有45%)。原矿含钴0.033%,虽然达到硫砷钴矿的工业品位,但是,由于钴、砷特殊的赋存状态,钴一直未被回收。莲花山钨矿原矿中主要金属矿物有黄铁矿、磁黄铁矿、毒砂,次为白钨矿、黑钨矿、黄铜矿,还有少量的金、银金矿和斜方砷铁-斜方砷钴矿等矿     

高砷硫铁矿高效分离硫砷

云南某选矿厂铜硫分离后的陶瓷过滤机尾矿为高砷硫铁矿。化学分析表明,矿样中含硫27.32%,有毒元素砷含量高达4.85%。X射线衍射、电子探针和能谱分析表明,矿样中主要硫化矿物为黄铁矿,其次为磁黄铁矿和毒砂,主要脉石矿物为白云石、石英等,黄铁矿和毒砂基本单体解离。根据高砷硫铁矿性质,采取“先浮后磁”的工艺对高砷硫铁矿进行选别,以大分子有机弱酸盐为主的高效药剂(YX-SY1)作为毒砂的抑制剂,通过“浮硫抑砷”的浮选流程分离黄铁矿与毒砂,得到的浮选精矿硫品位为48.11%、硫回收率为42.94%、含砷0.35%;然后根据磁黄铁矿具有磁性这一性质将浮选尾矿给入高梯度磁选机进行选别,得到硫品位37.59%、硫回收率25.32%、含砷0.58%的磁选精矿,而磁选尾矿硫品位为15.66%、含砷7.89%,其中砷的回收率高达95.79%,实现了高砷硫铁矿中硫砷元素的高效分离。     

寻求浮选最佳因素 提高黄金回收率

<正> 西村金矿选矿厂是处理能力100(吨/日)小型锑金浮选厂。原矿含锑2.02—3.94%,含金2.46—3.91(克/吨)。主要的共生矿物是辉锑矿、金、白钨、黄铁矿、毒砂。脉石矿物为石英、方解石、绢云母和绿泥石等。原矿磨至-200目占73%,浓度23%,使用硝酸铅、硫酸铜、丁黄药、25号黑药,采用一粗二扫锑金混合浮选流程,获得锑金精矿和废弃尾矿。选厂自1977年8月投产后,精矿含锑     

某高硫铜硫矿工艺矿物学研究

研究了某高硫铜硫矿的工艺矿物学。结果表明,原矿中铜品位为2.85%,硫品位为24.32%,金含量为0.48g/t,铜、硫、金是主要回收的元素。原矿中的金属矿物有黄铜矿、黄铁矿、蓝辉铜矿。目的矿物黄铜矿和黄铁矿的嵌布粒度差异较大,且铜矿单体解离度相对较差。在选择工艺流程时应该注重氧化铜矿物的回收,同时要选择合适的磨矿细度,保证目的矿物单体解离。     

云南某高砷铜银矿石工艺矿物学研究

云南境内高砷铜(银)矿众多,为给该类型矿石的选冶研究提供参考,对某高砷铜银矿石开展了工艺矿物学研究。结果表明:(1)矿石构造主要为细脉浸染状、条带状、角砾状等构造;主要结构为他形—半自形—自形粒状、鳞片变晶、碎裂、交代残余等结构。(2)矿石中的金属矿物主要为黄铜矿、砷铁锑黝铜矿、毒砂、黄铁矿,硫铋铜矿、孔雀石少量,偶见蓝辉铜矿等;非金属矿物主要为石英、白(绢)云母、白云石、方解石、斜长石等。主要有用矿物为黄铜矿,其次为砷铁锑黝铜矿及硫铋铜矿;有害矿物主要为毒砂。(3)矿石属于高银硫化铜矿石,硫化铜占总铜的97.25%,94.07%的银分布在硫化铜矿物中,在浮铜过程中,银将随铜矿物的回收而得以综合回收。(4)黄铜矿、砷铁锑黝铜矿的嵌布粒度主要为0.01~0.1 mm,属细粒嵌布,对磨矿细度有一定要求。(5)矿石宜采用抑砷浮铜原则流程进行选矿,对含砷严重超标的铜银精矿宜采用焙烧或焙烧+湿法浸出的工艺进行降砷。     

用回水选别含碳金矿石的可能性

含碳金矿石是由石英、黄铁矿、毒砂、云母-粘土物料、碳酸盐、合碳物质、微量的黄铜矿及阴锌矿组成的。选矿厂工艺包括磨矿、跳汰、分级、摇床再选、浮选(粗选及扫选),最终可以获得重选及浮选两种金精矿。浮选工艺过程中使用下列药剂(克/吨原矿):石灰——500,硫酸铜——300,丁基黄药——400,丁基     

安徽某铜矿石选矿试验

安徽某铜矿石铜品位0.76%,含硫7.00%、含银7.57 g/t。91.20%的铜以原生硫化铜的形式存在,黄铜矿和黄铁矿是铜、硫的主要载体矿物,且黄铜矿嵌布粒度细小。为回收有价元素铜、硫,采用优先浮铜再选硫原则流程进行选矿试验。结果表明,以CaO为浮铜时黄铁矿的抑制剂、硫酸为选硫的活化剂,原矿经磨矿(-0.074 mm 90%)—1粗2精2扫优先浮铜—浮铜尾矿1粗1精1扫选硫闭路浮选工艺流程处理,可获得铜精矿品位24.23%、回收率87.01%和硫精矿品位37.75%、回收率72.93%的良好指标,富集在铜精矿中银含量207.70 g/t,伴随回收了银,实现了资源的最大化利用,可供确定选矿工艺流程参考。     

黑药代替黄药可提高经济效益

<正> 小寺沟铜矿是一个主产钼、副产铜的井下内燃无轨实验矿山。原矿品位钼0.7—0.8%、铜0.12—0.20%;回收率钼75%左右、铜50%左右。在确保钼精矿品位和回收率前提下,采取提高铜选矿指标的措施来提高矿山经济效益。1983年选铜工艺采用铜硫混合精矿再磨再选,用石灰抑制黄铁矿,黄药捕收铜,使铜精矿品位达13.11%(在这之前,铜硫混合精矿作为铜精矿出售)。但是,1986年1—5月,铜精矿品位下降到10.81%,主要是由于年初把球磨机的生产能力由38吨/台·时提高到45吨/台·时,影响了磨矿产品粒度特性,造成铜混合浮选回收率下降。为此,我们在混选中加入黄药5克/吨(1985年粗选中不加),虽     

非洲某难选高硫铜锌硫化矿选矿试验研究

非洲某高硫铜锌硫化矿中Cu和Zn的品位分别为1.30%、2.97%。由于原矿中铜矿物嵌布粒度细,与锌矿物紧密共生,矿石中次生铜矿物易氧化释放出铜离子活化闪锌矿,导致精矿互含率高,生产指标较差。 针对该矿石特点,进行了系统的工艺优化试验。结果表明：①矿石中主要铜矿物为黄铜矿,嵌布粒度较细,主要集中在10~35 μm;锌矿物为铁闪锌矿,粒度集中在10~75 μm;有害元素As主要以毒砂形式存在,少量 存在于硫砷铜矿中;其它硫化物主要为黄铁矿;脉石矿物主要包括方解石、白云石、菱铁矿、石英等。②在磨矿细度为P80=75 μm的条件下,经“粗精矿再磨+1粗3精1扫”选铜和选锌流程,最终可获得Cu品位26.03% 、含Zn1.72%、Cu回收率84.02%、Zn损失率3.29%的铜精矿和Zn品位44.16%、含Cu2.84%、Zn回收率90.63%、Cu损失率9.80%的锌精矿,较好地实现了铜锌资源的分离与回收。③试验采用焦亚硫酸钠作为锌的高效抑制剂 ,降低了难免离子对闪锌矿的活化;对于部分共生关系致密,嵌布粒度极细的铜锌矿物,通过超细磨技术进一步促进了铜锌单体解离,最终实现了铜锌高效分离。     

小型富铜矿选矿厂的设计实践

<正> 1987年,我矿承担了一扶贫项目,即为广西武鸣县两江乡人民政府企业办公室设计一座日处理能力50吨的铜选矿厂。目前,选矿厂已建成投产,各项指标均超过设计要求,投产144小时,处理矿石253吨的结果为:原矿含铜3.85%,精矿品位20.40%,回收率95.00%。下面是为乡镇企业服务的一点体会。(一)坚持设计原则大明山两江铜矿民窿开采的矿石,铜品位高(3—8%)是其显著特点(经矿山手选富集)。铜矿床为一破碎带石英硫化矿热液矿床。矿石氧化程度低,属易选铜矿石。原矿含铜0.80%,锌0.21%,砷0.20%,硫1.24%,三氧化二铝11.80%,二氧化硅61.40%,银16.4克/吨,     

甘肃某高硫高砷微细粒金矿石工艺矿物学研究

甘肃某地金矿石为典型的高硫高砷微细粒型难处理金矿石,为探明其工艺矿物学特性,采用化学多元素分析、矿物自动分析系统(MLA)、扫描电子显微镜(SEM)、能谱分析仪(EDS)等分析手段对化学组成、矿物组成、粒度组成、矿物赋存状态及嵌布特征等方面对矿石进行了研究。结果表明:矿石中主要含有Si、Fe、As、S、Au、Ag等元素,其中Au品位为3.75 g/t、Ag品位为110 g/t,具有综合回收价值;S含量为12.53%,As含量为8.40%。矿石中主要金属矿物有毒砂、黄铁矿等;非金属矿物主要为石英。金以自然金的形式存在且粒度微细,经统计的颗粒全部为显微金。外形形态主要以角粒状为主,其次为长角粒状;自然金多包裹于硫化物中(以黄铁矿为主,少量为毒砂),少量分布于黄铁矿裂隙中;矿石中银主要以独立矿物自然银、自然金存在,并嵌布于黝铜矿裂隙中。结合工艺矿物学研究结果综合分析得出结论:该矿石的分选难点在于自然金粒度微细、原矿中含有大量毒砂、自然金主要以包裹金形式存在、黄铁矿和毒砂嵌布密切、含有易泥化矿石。基于以上研究结果,推荐采用氧化焙烧—氰化浸出工艺进行分选。本文从矿物学的角度对甘肃某地高硫高砷金矿...     

组合用药分选铜砷

<正> 广西罗城某铜矿属热液充填矿床,主要金属矿物有黄铜矿、锡石、黄铁矿、辉铜矿、斑铜矿、方铅矿、黝铜矿、毒砂等;脉石矿物为石英、方解石等。原矿多项分析结果见表1。原矿含砷较高,砷铜比大于1,铜砷分离较困难。毒砂多数与斑铜矿连生,     

某含泥高硫混合铜矿选矿试验研究

该矿石含泥量较高,黄铜矿与黄铁矿致密共生,原矿铜品位为0.99%,硫品位为18.32%。试验采用原矿洗矿—铜硫混合浮选—混合精矿再磨分离的原则流程。磨矿至-0.074 mm粒级含量占56%进行铜硫混选,混合精矿再磨矿至-0.074 mm粒级含量占90%进行铜硫分离。通过考察药剂制度对浮选的影响采用硫化钠400 g/t,丁基黄药∶丁基铵黑药(4∶1)80 g/t,松醇油35 g/t,石灰为1500 g/t,获得品位为15.95%、回收率为88.23%的铜精矿和品位为32.13%、回收率为69.84%的硫精矿。对同类别含泥高硫混合铜矿选矿具有一定指导意义。     

氯化铵降低锌精矿中砷杂质生产实践

<正> 当前,由于一些选矿厂的硫化物产品中含砷过高,使得冶炼过程中严重污染环境。为此,冶炼厂对精矿中砷含量提出了更严格的标准。选矿厂对解决精矿含砷高的问题迫在眉睫。衡阳市清水塘铅锌矿采用氯化铵降低锌精矿中砷杂质在生产实践中获得成功,经济效益显著。(一)矿石性质清水塘矿为铅锌多金属矿床。主要金属矿物为方铅矿(1.76%)、闪锌矿(3.41%),其次为黄铁矿(3.14%)和黄铜矿(0.68%)等;脉石以石英(51.35%)为主,其次为重晶石(4.48%)、绢云母(17.86%)和毒砂(1.25%)等。     

布干维尔铜公司大直径球磨机实践

<正> 一、前言布干维尔铜公司(BCL)矿山和选厂位于巴布亚新几内亚的北所罗门省。公司生产铜、金和银,以铜精矿销售。主要有用矿物是:黄铜矿和金,次要的是斑铜矿、银、辉铜矿和辉销矿。矿山综合生产能力为130000吨/日。原矿含铜品位为0.46%,含金0.5克/吨。碎矿工艺采用三段一闭路流程,磨矿给料粒度小于12.5毫米。目前有12     

大宝山难选铜硫矿石选矿新工艺研究

广东大宝山铜硫矿石铜品位低,主要金属矿物黄铜矿与黄铁矿、磁黄铁矿等嵌布关系复杂,磁黄铁矿可浮性与黄铜矿相近,采用单一浮选工艺处理该矿石难以获得较好的铜硫分离指标。为探索该难选铜硫矿石铜硫高效分选工艺,在对其进行工艺矿物学分析基础上进行了选矿新工艺研究。结果表明:原矿磨细至-0.074 mm占80.10%,经1粗3扫铜浮选,粗选精矿再磨至-0.074 mm占90%经磁选脱除磁黄铁矿,非磁性产品经3次铜精选,可以获得铜品位为18.57%、回收率为80.26%的合格铜精矿,浮铜扫选尾矿经1粗1扫硫浮选,与磁性产品合并后可以获得硫品位为45.35%、回收率为87.12%的硫精矿,铜硫得到有效分离。     

某地复杂多金属硫化矿石的选矿工艺

<正> 一、原矿性质该矿床属裂隙充填交代型中-低温热液含铜黄铁矿。矿体呈似层状,垂直分带清楚,上部是氧化带,主要由褐铁矿组成。围岩蚀变为硅化、碳酸盐化、绿泥石化,三者经常共生。尤以硅化、碳酸盐化最多见。镜下定量测定,矿物组成为(%):黄铁矿70.14,铁闪锌矿3.2,方铅矿0.5,毒砂0.5,黄铜矿3.4.辉铜矿、斑铜矿、铜蓝等     

异步浮选工艺回收米拉多铜矿试验研究

米拉多铜矿属于低品位铜硫矿石,为了有效回收有价金属元素铜、金、银,针对其存在黄铁矿嵌布粒度较粗,黄铜矿嵌布粒度不均匀,部分黄铜矿粒径小于0.020 mm且包裹在黄铁矿和脉石矿物中的问题,进一步分析了米拉多铜矿石的性质特点,进行了异步选铜工艺研究,通过优先回收可浮性较好的粗颗粒铜矿物、再采用混浮再磨再选工艺回收细颗粒铜矿物,取得了良好的选别指标。试验结果表明:采用异步浮选—中矿再磨再选工艺,可得到含铜26.34%、含金3.01 g/t、含银48.88 g/t的铜精矿,铜、金、银回收率分别为91.15%,47.62%和66.89%。     

国外某大型选矿厂矿石工艺矿物学特征及选矿工艺

铜是新能源时代不可或缺的重要金属,为高效开发国外某低品位铜矿石资源,鉴于工艺矿物学对矿石选矿工艺的重要作用,利用MLA、光学显微镜等测试分析技术,对该矿石开展了工艺矿物学研究,获得了重要的工艺矿物学资料,指导了选矿厂选矿工艺的确定。结果表明,矿石中主要金属硫化物为黄铜矿和黄铁矿,脉石矿物以石英、钾长石为主,其次为白云母、钠长石、黑云母等。含铜矿物基本为黄铜矿,少量的(蓝)辉铜矿和其他含铜矿物,在-74μm含量占62%的情况下,黄铜矿解离情况良好,粒度分布均匀,大部分集中在利于浮选回收的粒级范围内。该矿石在三次粗选、粗精矿分级再磨、三次精选、一次精扫选的选别处理下,当原矿含铜0.41%、含金0.24 g/t,可获得铜精矿含铜20.83%、含金9.25 g/t,铜回收率90.43%、金回收率68.60%的选矿指标。实现了低品位含金硫化铜矿石资源的高效开发利用。