某铜钼矿石的选矿试验研究

对某铜钼矿石进行了选矿试验研究。采用铜钼混选, 铜钼混合粗精矿经一段再磨、铜钼一粗三精分离的浮选工艺流程, 以石灰为调整剂, 煤油为捕收剂混合浮选铜钼, QN为铜矿物抑制剂, 进行铜钼分离, 获得了钼精矿钼品位为48.12%、钼回收率为87.93%, 铜精矿铜品位为13.19%、铜回收率为87.16%。     

某高硫铜矿石的低碱铜硫分离试验研究

在对某高硫铜矿石进行工艺矿物学研究的基础上,采用铜硫混合浮选—混合粗精矿再磨—铜硫分离的流程,以DT-4号代替部分石灰为抑制剂进行铜硫分离。结果表明,在原矿含铜0.18%,硫7.43%的条件下,最终可获得含铜为23.48%、含硫为28.71%、铜回收率为86.09%的铜精矿和含硫为47.69%、含铜为0.072%、硫回收率为74.58%的硫精矿,实现了铜硫在较低碱度下的有效分离。     

云南某铜铅硫化矿石选矿试验

云南某低品位铜铅硫化矿石铜、铅品位分别为0.54%和2.12%。为确定铜、铅选矿工艺,采用铜铅混浮再分离的原则流程进行了选矿试验。结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm占75.40%的情况下,采用1粗1扫2精铜铅混合浮选、1粗2扫3精铜铅分离流程处理矿石,可获得铜品位为25.32%、含铅7.96%、铜回收率为82.06%的铜精矿,铅品位为58.36%、含铜0.73%、铅回收率为85.61%的铅精矿。     

安徽某铜硫矿选矿工艺流程多方案对比试验研究*

安徽某铜硫矿石原矿Cu含量为0.85%、S含量为15.23%,目前生产上采用的铜硫等可浮出快铜—中矿再磨—铜硫分离流程指标不理想。为了改善分选指标,开展了铜硫混浮粗精矿再磨脱脉石—铜硫分离闭路流程、铜硫混浮出快铜—中矿再磨脱脉石—铜硫分离闭路流程以及铜硫混浮出快铜—中矿再磨—优先浮铜—铜尾浮硫闭路流程浮选效果对比试验,并从浮选指标、浮选药剂成本、现场浮选过程稳定性、选厂改造程度等多方面进行了比较分析,认为铜硫混浮出快铜—中矿再磨—优先浮铜—铜尾浮硫工艺为最佳工艺。     

从湿法炼锌浸出液中选择性萃取分离回收铜

针对传统湿法炼锌过程铜回收工艺长、铜回收率低的难题,采用M5640直接从湿法炼锌还原浸出液中萃取分离回收铜,缩短铜回收流程,提高铜回收率。研究了混合时间、溶液pH值、萃取剂浓度、萃取级数等因素对铜萃取率的影响,以及反萃时间、相比等因素对载铜有机相中铜反萃率的影响。结果表明M5640对硫酸锌溶液中的铜离子具有很好的选择性萃取性能,在M5640浓度为15%、溶液pH值为2.0、相比(O/A)为1∶2、萃取时间为5 min的条件下,经过4级逆流萃取,铜萃取率为95.2%,锌萃取率仅为0.5%,铜锌分离系数为4 080。有机相经洗涤后,锌、铁等杂质离子被脱除,载铜有机相采用模拟铜电积废液反萃,经过2级逆流反萃,铜反萃率为97.1%。采用萃取-洗涤-反萃技术从湿法炼锌浸出液中回收铜,铜的总回收率为92.4%。     

内蒙古某多金属矿铜锌分离试验研究

内蒙古某多金属矿含有铜、锌资源,由于铜、锌矿物嵌布关系复杂、原矿品位铜低锌高、闪锌矿浮选活性好等特点,工业上一直未能实现铜、锌的综合回收。本研究通过优先选铜,抑制闪锌矿上浮,对铜粗精矿再磨增强铜、锌矿物的单体解离度,采用有机抑制剂HG-2强化硫酸锌和亚硫酸钠对闪锌矿的抑制,在原矿铜品位0.085%、锌品位1.046%的条件下,获得铜品位为23.68%,铜回收率为61.29%,锌含量4.31%的铜精矿和锌品位为52.53%,锌回收率为68.80%,铜含量为0.503%的锌精矿,实现了铜、锌资源的综合回收。     

云南某低铜贫铁矿石选铜试验

云南某低铜贫铁矿石铜含量为0.35%、铁含量为19.22%,91.43%的铜为硫化铜。对该矿石中铜的选矿工艺进行了研究。结果表明,矿石在磨矿细度为-200目占80%的情况下,以TX-31为浮铜捕收剂,经1粗2扫3精、中矿顺序返回流程处理,获得了铜品位和铜回收率分别为22.48%和91.20%的铜精矿,较好地实现了铜的回收,选铜铁损失率仅为2.18%,为后续选铁创造了条件。     

漆包线铜米介质摩擦脱膜精制的试验研究

漆包线铜米漆膜的脱除是困扰再生铜行业的一个难以解决的问题。利用离心式摩擦装置,以铬铁矿砂作为摩擦介质,使铬铁矿砂与漆包线铜米进行充分摩擦,从而达到铜米脱膜精制的目的。根据铜米脱膜工艺,考察了铬铁矿砂粒径、离心式摩擦装置转子转速、铬铁矿砂与铜米混合比、摩擦循环次数等因素对铜米脱膜率的影响。由于漆包线铜米的基体材料是优质的无氧铜,脱除漆膜后可直接再利用。试验结果表明,漆包线铜米脱膜最佳方案为：铬铁矿砂粒径为45目、离心式摩擦装置转子的转速为2700 r/min、铬铁矿砂与漆包线铜米混合比为1.5:1、摩擦循环次数为15次。在此条件下漆包线铜米脱膜率为96.65%,达到直接回收利用的条件。     

某海底铜硫矿石可选性试验研究

某海底铜硫矿石含铜9.80%、含硫44.24%,为确定该类型矿石铜硫回收的适宜工艺条件及药剂制度开展了选矿试验研究。最终闭路试验获得的铜精矿含铜21.42%、铜回收率为8842%,硫精矿含硫51.41%、含铜0.718%、硫回收率为56.67%。该工艺流程及药剂制度合理,选矿指标稳定,为该矿石资源的铜硫综合回收提供了依据。     

内蒙古某铅锌矿石铜铅分离试验研究

内蒙古某铅锌矿石除含铅、锌外,还含有银、少量的铜等伴生有价金属,其中原矿中含铜量为0.13%。为降低铅精矿的含铜量,产出合格铜精矿,综合提高铜铅利用价值,对铜铅混合浮选和铜铅分离工艺进行小型试验研究。研究结果表明,采用铜铅混合浮选—抑铅浮铜—混合浮选尾矿选锌流程可以较好的实现铜铅分离,铜铅混合浮选闭路试验获得铜铅混合精矿含铅品位42.65%、铅回收率72.45%,含铜品位3.64%,铜回收率75.23%。铜铅分离闭路试验获得铅精矿品位46.37%、铅回收率98.80%,铜精矿品位24.59%、铜回收率90.71%,为综合回收某铅锌矿中伴生低品位铜提供了技术依据。     

河北某高硫铜锌矿石选矿试验研究

河北省某铜锌多金属硫化矿石黄铁矿含量高,铜锌矿物嵌布关系密切复杂。矿石含铜1.14%、含锌6.67%、含硫29.12%,属于高硫铜锌矿石。为给该矿石合理开发利用工艺提供依据,进行了选矿试验。结果表明:采用1粗1精1扫选铜,选铜尾矿经1粗1精1扫选锌,选锌尾矿经1粗1扫选硫流程,可获得铜品位为24.13%、含锌9.33%、铜回收率为73.86%的铜精矿,锌品位为50.63%、含铜1.95%、锌回收率为91.01%的锌精矿,硫品位为53.34%、硫回收率为74.46%的硫精矿产品。试验结果可以作为该高硫铜锌矿石综合开发利用的依据。     

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。     

山东某低品位铜钼矿石选矿试验

山东某斑岩型铜钼矿石铜钼品位较低,硫化铜、硫化钼占总铜、总钼量的90%以上。对该矿石进行了铜钼回收工艺技术条件研究。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占65%的条件下进行铜钼混合浮选预抛尾,铜钼混合精矿再磨至-0.043 mm占80%的情况下进行铜钼分离浮选,最终获得了铜品位为20.34%、回收率为90.23%的铜精矿,钼品位为50.33%、回收率为87.53%的钼精矿。     

铜冶炼炉渣选铜试验

针对某铜冶炼炉渣采用浮选方法进行了选铜工艺试验,通过一系列选别条件试验,确定了最佳工艺条件,最终在含铜品位为4.16%的情况下,得到了铜品位为31.62%、铜回收率为90.25%的铜渣精矿,为类似铜冶炼炉渣选铜提供了参考借鉴。     

江西某铜多金属硫化矿石选矿试验研究

江西某铜多金属硫化矿石含铜0.91%。为了更好地利用该铜矿资源,进行了详细的选矿试验研究。针对原矿中矿物种类复杂、嵌布粒度细小的特性,在条件试验的基础上进行了铜中矿再磨闭路试验和铜粗精矿再磨精选闭路试验,分别获得铜品位为20.53%、铜回收率为85.40%的铜精矿,和铜品位为23.41%、铜回收率为84.54%的铜精矿,为该矿的开发利用提供了技术依据。     

铜山深部矿石含铜硫化矿分选铜试验

为从铜山深部矿石含铜硫化矿中分选铜,在系统的工艺矿物学研究和选矿工艺研究的基础上,确定采用铜硫混浮—铜硫分离—中矿再磨再选—尾矿磁选选铁工艺流程,最终获得了铜品位为15.50%、含硫34.17%、含铁33.16%、铜回收率为86.90%的铜精矿,硫品位为41.27%、含铜0.236%、含铁39.63%、硫回收率为74.68%的硫精矿;铁品位为63.22%、含铜0.042%、含硫0.60%、铁回收率为38.48%的铁精矿。     

安徽某矿山铜铅分离选矿试验

铜陵地区某铅锌矿原矿含铜较低、铜矿物嵌布粒度不均匀且与方铅矿结合紧密,造成铅精矿含铜较高,影响铅精矿品位。为降低铅精矿含铜品位,在矿石性质研究的基础上,试验采用铜铅混浮—重铬酸钾抑铅浮铜的工艺流程,最终闭路试验获得了铜精矿含铜15.34%、含铅5.94%、铜回收率为44.49%,铅精矿含铅64.17%、含铜0.42%、铅回收率为90.99%的满意指标;既解决了铅精矿含铜较高的难题,又实现了铜资源的综合回收利用。     

广东某含硫铁低品位铜矿石选矿工艺研究

广东某含硫铁低品位铜矿石主要有用元素铜、硫、铁品位分别为0.51%、27.68%、34.07%。铜赋存状态复杂,以次生硫化铜形式存在的铜占总铜的54.91%,水溶性铜占总铜的26.39%,采用常规浮选方法选别铜回收率低。为探索该矿石中铜、硫、铁的高效分选工艺,对其进行了选冶工艺研究。结果表明：原矿磨细至-0.074 mm占72%时,采用pH=3的硫酸溶液为浸出剂,在液固比为4 mL/g、搅拌转速为1 400 r/min、浸出时间为24 h条件下浸铜,可以获得铜浸出率为93.33%的指标;铜浸渣经自来水搅拌洗涤至pH=6以后,以丁黄药为捕收剂、2号油为起泡剂,经1粗1扫硫浮选,可获得硫品位为48.44%、对铜浸渣回收率为95.57%的高品质硫精矿;浮硫尾矿在磁介质为Φ2 mm棒介质、脉动冲程为16 mm、冲次为280次/min、背景磁感应强度为0.6 T条件下,经1次高梯度强磁选选铁,可获得铁品位为51.42%、对铜浸渣回收率为17.02%的铁精矿。以上试验结果说明,采用铜浸出-硫浮选-铁磁选的工艺流程可以实现矿石中铜硫铁的有效分离。     

铜冶炼炉渣选铜试验

针对某铜冶炼炉渣采用浮选方法进行了选铜工艺试验,通过一系列选别条件试验,确定了最佳工艺条件,最终在含铜品位为4.16%的情况下,得到了铜品位为31.62%、铜回收率为90.25%的铜渣精矿,为类似铜冶炼炉渣选铜提供了参考借鉴。     

高效捕收剂ZA在铜硫分离浮选中的应用

西南某多金属硫化矿主要有价元素为铜、锡、硫,铜品位为1.05%、锡品位为0.28%、硫品位为7.19%,伴生银品位为13.20 g/t。铜主要以硫化铜形式存在,占有率为93.60%。现场采用铜硫混合浮选-铜硫分离浮选、浮选尾矿摇床重选选锡的浮重联合流程综合回收矿石中的铜硫银锡（银进入铜精矿）,存在石灰用量偏大,碱度高,铜和银回收率偏低的问题。为探索低碱度浮选回收铜银的可能性,以复配药剂ZA为铜矿物捕收剂进行了试验研究。结果表明：将磨矿细度为-0.074 mm占75%条件下以硫酸铜为活化剂、丁基黄药为捕收剂,经1粗2精2扫铜硫混合浮选获得的铜硫混合精矿,以石灰为抑制剂在再磨细度为-0.043 mm占85%、pH=10.5的低碱条件下经1粗3精2扫铜硫分离,最终获得了铜品位为25.16%、银品位为212.2 g/t,铜、银回收率分别为91.75%、61.18%的铜精矿及硫品位35.32%、硫回收率79.08%的硫精矿,有效地实现了矿石中铜银硫的分离富集回收,尤其是强化了游离银的选矿富集。试验结果对伴生贵金属硫化矿中贵金属的综合回收具有借鉴意义。