从闪速炉渣中回收铜、钼试验研究

采用浮选法对某闪速炉渣进行了回收渣中铜、钼硫化物的试验研究, 考察了矿浆pH值、磨矿细度及各药剂用量对铜、钼品位及回收率的影响。结果表明, 在-0.074 mm粒级占90%、pH=9、Na₂S用量200 g/t、黄药用量150 g/t、煤油用量180 g/t, 2^#油用量120 g/t的条件下, 通过一粗二扫三精闭路浮选流程可获得品位34.80%、回收率85.70%的铜精矿和品位1.90%、回收率40.70%的钼精矿。     

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。     

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。     

硫化浮选从某铜矿尾矿中富集铜的研究

简述氧化铜处理的现状,介绍某铜尾矿浮选的条件和结果,讨论磨矿细度,药剂用量对某铜尾矿浮选的影响。两次粗选、一次扫选、两次精选的开路试验结果表明,在磨矿细度为95%-74μm、硫化钠3000g/t、丁基黄药300g/t、羟肟酸80g/t、松醇油60g/t、pH值8.5左右、矿浆浓度30%、浮选时间20min的条件下可以得到品位18.63%的铜精矿,铜回收率53.28%,试验效果良好。     

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。     

不同浮选条件对石英最大可浮粒度的影响

粗颗粒浮选逐渐受到选矿行业的重视,采用粗颗粒浮选不但可以降低磨矿能耗,规避微细颗粒浮选时的一系列问题,还利于尾矿的脱水和综合利用。以石英为研究对象,探究药剂用量、矿浆浓度、叶轮转速和充气量、粒度组成等因素对最大可浮粒度的影响,找到适合粗颗粒浮选的条件。结果表明,在十二胺用量为2 500 g/t、pH值为7、矿浆浓度10%、叶轮转速1 500 r/min和充气量80 L/h的条件下,石英的最大可浮粒度最大,加入细颗粒及提高其占比可以增强泡沫的稳定性进而提升最大可浮粒度。     

锌浸出渣银浮选回收试验初探

某锌浸出渣中含银228. 24 g/t,该浸出渣具有粒度细、酸性强、银的物相分布复杂等特点。针对该浸出渣,试验采用添加乳化煤油选择性絮凝矿浆中的微细颗粒增大表观粒度,并通过洗矿调节矿浆pH值以及降低矿浆中锌离子的浓度。试验结果表明:在p H值5. 47的条件下,以六偏磷酸钠为分散剂,丁基铵黑药为捕收剂,MIBC为起泡剂,采用一次粗选两次扫选浮选工艺流程,可获得含银3 439 g/t,回收率为76. 54%的浮选精矿。     

某钾长石选矿除铁试验

对某全铁含量0.68%的钾长石样品进行了选矿除铁试验研究。结果表明,采用单一反浮选除铁工艺流程,以碳酸钠和水玻璃为调整剂,油酸和731为捕收剂,在磨矿粒度-0.074 mm粒级占55%的条件下,碳酸钠用量2 000 g/t(浮选矿浆pH=9),水玻璃用量300 g/t,油酸用量800 g/t,731用量600 g/t,刮泡时间10 min,得到了TFe含量0.2%的钾长石精矿。20 L浮选机验证试验不添加水玻璃,经过一粗两扫,得到了TFe含量0.18%的钾长石精矿。     

动力煤反浮选的试验研究

以糊精为抑制剂,十二胺(DDA)、十二烷基三甲基氯化铵(DTAC)为捕收剂,通过零调浆方法,研究了不同捕收剂和不同pH值对煤泥反浮选的影响。试验结果表明,DDA对煤泥的反浮选的效果比DTAC好,当糊精的用量为1500g/t、DDA的用量为800g/t时,浮选精矿的灰分为54.38%,浮选尾矿的灰分为19.72%,浮选精矿的灰分和浮选尾矿灰分差值最大可达34.66%,浮选尾矿产率为49.42%,此时取得最佳浮选结果。矿浆的pH值对反浮选有着显著影响,在pH值为4时的酸性矿浆中煤泥反浮选的效果最好。     

响应曲面法优化青藏高原某铜矿浮选工艺研究

针对青藏高原某铜矿现场药剂制度的缺陷，在单因素试验的基础上，建立响应曲面数学模型，寻求新 型捕收剂 XK-103 在该矿应用的最佳条件及与其他因素对指标的交互影响。矿浆 pH 值、调整剂硫化钠用量和捕收 剂 XK-103 用量对该铜矿浮选指标有显著影响，经单因素条件试验，初步确定矿浆 pH 值为 9，硫化钠用量为 250 g/t， XK-103 用量为 28 g/t 时，铜浮选指标最佳。用 Design-Expert 8.0.6 软件进行响应曲面分析优化和方差分析计算，以 矿浆 pH 值、XK-103 用量和硫化钠用量为自变量，铜粗精矿的回收率和品位为响应值建立数学模型，获得的最佳浮 选条件为 pH=9.11，XK-103 用量 27.64 g/t，硫化钠用量 234.04 g/t，在此条件下，铜粗精矿的铜回收率计算响应结果为 94.67%，铜品位响应结果为 17.10%。根据响应曲面结果，选取 pH 值为 9，硫化钠用量为 235 g/t，XK-103 用量为 27.60 g/t 进行闭路试验验证，结果表明，在原矿铜品位为 1.28% 的条件下，经 1 粗 1 精 2 扫的闭路流程试验获得了铜 品位为 29.53%，铜回收率为 95.21% 的铜精矿。     

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。     

贵州某含铁泥化氧化锌矿的浮选试验研究

针对贵州某地含铁泥化氧化锌矿的特点, 采用硫化-胺法浮选工艺进行了试验研究。结果表明, 在不脱泥的情况下, 磨矿粒度为-0.074 mm粒级占84%, 矿浆pH=10.5左右, 分散剂六偏磷酸钠用量为300 g/t, 抑制剂水玻璃和淀粉的总用量为700 g/t, 硫化剂硫化钠用量为7 kg/t, 捕收剂十八胺的用量为150 g/t时, 在锌给矿品位为6.54%条件下采用一粗三精两扫工艺, 可获得锌品位36.58%, 回收率为82.27%的锌精矿, 有效实现了氧化锌的浮选。     

铜冶炼渣选矿试验研究

本文以缓冷电炉渣和转炉渣混合形成的典型铜渣为研究对象,通过研究混合铜渣中的矿物组成、元素赋存状态、嵌布特性等确定了铜渣分选的理论基础。并在铜渣物化性质分析的基础上研究了不同种类的调整剂、捕收剂和起泡剂对铜渣浮选的影响,确定了该混合铜渣浮选适宜的药剂制度为磨矿细度-48um 85%,硫化钠400g/t、石灰500g/t、丁基黄药+Z-200为 150g/t+40g/t、2#油140g/t的条件下,获得了Cu品位24.26%的精矿和0.207%的浮选尾矿,铜回收率达到92.78%,铜渣中的铜金属得到了有效回收利用。     

浮选回收某缓冷铜冶炼渣中的铜

某闪速炉缓冷铜渣含铜1.01%,主要有用矿物为斑铜矿、辉铜矿和黄铜矿,主要脉石矿物为辉石、玻璃质和磁铁矿等。为了实现其中铜的高效回收,在工艺矿物学研究的基础上,对其进行了浮选选铜试验。结果表明,在磨矿细度为-0.045 mm占90%的情况下,采用2次粗选（一次粗选直接获得高品位铜精矿）、3次精选、2次扫选流程,其中一段硫化铜粗选的捕收剂BK-908用量为20 g/t、起泡剂2#油用量为20 g/t,二段硫化粗选的捕收剂EP用量为40 g/t、矿浆pH调整剂石灰用量为500 g/t、硫化剂硫化钠用量为250 g/t、起泡剂2#油用量为30 g/t,最终获得了铜品位为17.77%、铜回收率为89.38%的铜精矿。     

云南中村某硫化铜矿浮选试验研究

摘要：云南中村铜矿属硫化铜矿石,原矿含铜0.74%。因为该矿石尚未进行开发利用,为了查明该矿石的可选性,通过制定合理的浮选工艺流程及药剂制度,对该矿石进行综合利用。试验确定以优先浮选为原则流程,在磨矿细度-400目80%的条件下,粗选条件下以400g/t水玻璃作为抑制剂、100g/t丁基黄药作为捕收剂。通过一粗两扫三精的闭路试验获得了品位22.65%,回收率89.85%的合格铜精矿,该工艺流程合理、药剂制度简单用量少,易于工业化。     

某难选铜钼混合矿分离浮选试验研究

对某难选铜钼混合矿进行了工艺矿物学研究。针对该矿石中辉钼矿呈网丝状,黄铜矿充填于其中,造成分离困难的特点,通过条件试验确定了合理的磨矿细度和药剂制度:原矿不磨(磨矿细度-42μm占72.9%)、硫化钠用量40kg/t、水玻璃用量1kg/t、煤油用量0.5kg/t、矿浆浓度20%。经过开路五次精选可得到钼精矿含钼32.80%、含铜0.58%,铜精矿品位20.65%、含铝0.31%、回收率92.01%的技术指标,使铜钼达到了较好的分离。     

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。     

浮选方法提高三水铝石铝硅比的研究

以印尼的三水铝石型铝土矿为原料,氧化石蜡皂和塔尔油作为捕收剂,碳酸钠、水玻璃、六偏磷酸钠等作为调整剂,通过磨矿细度、捕收剂和调整剂用量、浮选浓度等多因素条件试验,探讨正浮选方法提高三水铝石铝硅比的影响因素和适宜工艺条件。试验结果表明,当磨矿细度75％-200目时,碳酸钠用量4 000 g／t、水玻璃2kg／t、六偏磷酸钠250 g／t、捕收剂用量700 g／t、浮选矿浆浓度28．57％,精矿回收率达到63．49％,精矿铝硅比达到11．18。