羟肟酸-黄药混合剂浮选氧化铜矿的研究与实践

羟肟酸钠与丁黄药联用,可以提高矽卡岩氧化铜矿的浮选效率,降低药剂消耗.特别是羟肟酸-黄药“混合剂”的合理使用,促成了氧化铜矿浮选技术的新进展:处理含孔雀石和假孔雀石矿石,能获得精矿品位约26%Cu,回收率近80%,从高硅泥质铜矿中,可直接浮出精矿含铜≥25%.自由氧化铜回收率≥85%,选择合适的调整剂及相应的流程结构更有利于羟肟酸-黄药“混合剂”在Cu-Fe共生难选养化矿浮选中发挥最佳效用,不仅可以得到品位达36%的优质铜精矿.而且能预先浮出富含Ag的金精矿(每吨含Ag为340g,Au为108g),并有助于从铜扫选尾矿中回收铁.     

THE FLOTATION OF COPPER OXIDIZED ORES WITH MIXED REAGENT OF HYDROXAMATE AND XANTHATE

羟肟酸钠与丁黄药联用,可以提高矽卡岩氧化铜矿的浮选效率,降低药剂消耗.特别是羟肟酸-黄药“混合剂”的合理使用,促成了氧化铜矿浮选技术的新进展:处理含孔雀石和假孔雀石矿石,能获得精矿品位约26%Cu,回收率近80%,从高硅泥质铜矿中,可直接浮出精矿含铜≥25%.自由氧化铜回收率≥85%,选择合适的调整剂及相应的流程结构更有利于羟肟酸-黄药“混合剂”在Cu-Fe共生难选养化矿浮选中发挥最佳效用,不仅可以得到品位达36%的优质铜精矿.而且能预先浮出富含Ag的金精矿(每吨含Ag为340g,Au为108g),并有助于从铜扫选尾矿中回收铁.     

组合捕收剂硫化浮选氧化铜的机理和应用（英文）

通过浮选试验、芘荧光探针、zeta电位和红外光谱分析,研究组合捕收剂丁钠黄药(NaB X)和十二胺(DDA)对氧化铜浮选的影响。单矿物浮选试验表明,在pH7～11条件下,NaBX+DDA的浮选效果优于NaBX,其中NaBX与DDA的最佳摩尔比为2:1。实际矿的浮选试验表明,NaBX和DDA的用量为(100+54) g/t时,精矿中铜的品位和回收率分别为15.93%和76.73%。芘荧光探针结果表明,NaBX+DDA可降低胶束在矿浆中形成的浓度。Zeta电位和红外光谱测试结果表明,NaBX+DDA通过化学吸附、氢键吸附和静电吸附作用在孔雀石表面,并生成黄原酸铜和铜胺络合物。     

某低品位铜硫矿综合回收浮选工艺技术试验研究

针对该低品位铜硫矿的矿物特征,采用抑硫浮铜的优先浮选方案,配合石灰、硫化钠组合抑制剂抑制黄铁矿,成功实现了铜硫的有效分离。该浮选工艺流程结构简单,最终取得了铜精矿品位20.02%,回收率94.33%;硫精矿品位47.33%,回收率79.24%较为理想的试验指标。     

西藏某氧化铜联合工艺选矿试验研究

西藏某氧化铜中有用矿物嵌布粒度较粗,但结构松散易泥化。试验对含铜3.25%、氧化率92.67%的原矿进行了一系列浮选条件试验研究,获得铜精矿含铜33.74%、回收率达75.29%的技术指标。对浮选尾矿进行硫酸浸出工艺,浸出液经铁粉置换后获得海绵铜,最终铜回收率达92.15%。     

高铁富金铜硫多金属矿选矿实验研究

某高铁富金铜硫多金属矿铁品位为31.81%,金品位为1.37 g/t,铜品位为0.70%,硫品位为6.52%,矿石中71.83%的金赋存于铜矿物、黄铁矿、磁铁矿等矿物,而铜矿物、黄铁矿、磁铁矿的嵌布粒度均较粗,普遍在+0.04 mm。采用“优先浮选铜-活化浮选硫-硫尾磁选回收铁”联合工艺处理该矿石,并采用ZA作铜捕收剂,全流程实验获得金品位27.80 g/t,铜品位20.60%,金回收率59.05%,铜回收率83.29%的铜精矿;金品位2.16 g/t,硫品位45.07%,金回收率20.24%,硫回收率86.25%的硫精矿;金品位0.80 g/t,铁品位60.83%,金回收率14.25%,铁回收率45.90%的铁精矿。实现了矿石中金铜铁及载体矿物的高效回收。     

高银铅铜混合精矿选矿试验研究

某高银铅铜混合精矿为铜铅混浮产品,表面受到浮选药剂严重污染,导致铜矿物与铅矿物可浮性差异微小,给铜铅分离带来非常不利的影响,其银品位达到4208.0 g/t,铅品位43.28%,铜品位3.39%,98.80%的银赋存于方铅矿。采用“活性炭脱药-抑铅浮铜”工艺流程处理,环保高效的方铅矿抑制剂GYC,高效铜捕收剂SAC,全流程试验获得银品位4839.2 g/t,银回收率97.36%,铅品位50.05%,铅回收率97.90%的银铅精矿;铜品位20.16%,铜回收率91.23%,银品位724.6 g/t,银回收率2.64%的铜精矿,实现了混合精矿中银铅与铜的高效回收。     

某含铜磁铁矿可选性工艺试验研究

某矿山为含铜磁铁矿沉积-热液叠加型矿床,主要有用矿物为黄铜矿和磁铁矿。根据矿石性质,经过浮选试验和磁选试验可知:通过一段粗选两段精选两段扫选的浮选工艺流程可获得品位20.77%、回收率为86.1%的铜精矿,浮选尾矿经一段粗选一段精选的磁选,可获得品位为68.54%、回收率为98.9%得磁铁矿。     

提高月山铜矿铜精矿含银量选矿实验研究

铜矿石中常伴生金、银等贵金属,但浮选所得铜精矿中贵金属的品位有时低于相关标准而难以计价。针对安徽月山铜矿矿石,在不改变现场浮选设备的情况下,通过浮选药剂的调整、工艺流程的改进等措施来探讨提高铜精矿含银量的途径。通过药剂和工艺调整,铜精矿品位达到32%左右,铜回收率维持在96.6%以上,同时铜精矿含银量能够达到23 g/t以上。     

某含银高硫铜矿的综合回收试验

某含银高硫铜矿含铜0.76%、硫24.35%及银34.92 g/t,有价矿物种类多、矿石性质复杂,采用抑硫优先浮选铜-活化浮选硫的原则工艺流程进行试验,配合石灰作为硫化铁矿物抑制剂以及筛选出丁基黄药+酯-105作为硫化铜矿物的组合捕收剂,强化了银在铜精矿中的富集。在选定工艺条件下,可获得铜品位21.60%、银品位602.84 g/t的铜精矿(铜和银回收率分别为89.30%和54.39%),硫品位45.60%、银21.55 g/t的硫精矿(硫和银回收率分别为89.79%和29.59%),实现了铜、硫和银的综合回收利用。     

含铜、镍电镀污泥硫化烧结?浮选工艺

使用硫化烧结?浮选工艺处理含铜、镍的电镀污泥,采用MLA分析和扫描电镜分析等手段,研究污泥样品硫化烧结前后的性质变化;并通过Cu-S-O与Ni-S-O三元系等温优势区位分析,以及烧结的条件试验,确定了适宜的硫化烧结条件:硫化剂用量为20%,烧结温度为1100℃,烧结时间为90 min。通过烧结产品的闭路浮选试验,获得了铜、镍品位分别为10.14%和11.89%,铜、镍作业回收率分别为75.12%和70.02%的浮选精矿。通过浮选尾矿的浸出毒性鉴定,确定尾矿中有害金属元素的浸出毒性测试结果均小于国家标准。通过硫化烧结?浮选工艺,同步实现了含铜、镍电镀污泥的资源化和无害化处理。     

腐殖酸钠和过硫酸铵组合抑制剂浮选分离黄铜矿和方铅矿（英文）

采用浮选实验、吸附量测量以及红外光谱分析等方法研究腐殖酸钠和过硫酸铵对黄铜矿和方铅矿浮选行为的影响和机理。单矿物浮选实验表明,表面适当氧化是方铅矿受到腐蚀酸钠抑制的先决条件。以腐殖酸钠和过硫酸铵为方铅矿抑制剂的铜铅混合精矿闭路实验可以得到铜品位和回收率分别为30.47%和89.16%,铅品位和回收率分别为2.06%和1.58%的铜精矿,以及铅品位和回收率分别为50.34%和98.42%,铜品位和回收率分别为1.45%和10.84%的铅精矿的抑制效果优于重铬酸钾。吸附量和红外光谱测试表明,腐殖酸钠虽然基本不会在新鲜的方铅矿表面发生吸附,但是能大量吸附在适当氧化后的方铅矿表面。根据溶度积理论,方铅矿表面氧化后生成PbSO_4,腐殖酸钠与其发生置换反应后能以化学吸附的方式吸附在氧化后的方铅矿表面,从而产生抑制效果。腐殖酸钠和过硫酸铵组合抑制剂是铜铅混合精矿清洁分离的有效方法。     

某地氧化铜矿选矿工艺研究

对某铜矿的试验样品采用了先选硫化铜，再选氧化铜的浮选工艺。该流程可获得铜精矿品位18．35％，尾矿品位0．40％，回收率85．57％的技术指标，对浮选尾矿再用硫酸浸出，尾矿品位可降至0．15％，充分表明了该铜矿具有较高的资源价值．     

纳米比亚某含银硫化铜矿选矿试验研究

纳米比亚Karas矿区罗雷铜矿区的原生矿铜主要以黄铜矿、斑铜矿等硫化铜矿物形式存在,银分别以银黝铜矿为主的独立银矿物和以黄铜矿为载体的载体银矿物形式存在,铜、银品位分别为0.60%和3.03 g/t。浮选试验结果表明,矿样适当细磨至-0.074 mm占80%,以石灰做调整剂,Z200做捕收剂,在矿浆p H值为8的条件下,可获得铜品位22.3%,银品位61.8 g/t的含银铜精矿,铜、银回收率分别为90.6%和51.8%。     

从氧化铜矿氨浸渣中浮选回收银

某高碱性含银氧化铜矿氨浸渣含银145.55 g/t。对氨浸渣进行了浮选回收银的试验,结果表明,采用三粗一扫两精的流程,经过闭路流程试验,可获得达到计价标准的银精矿,其银品位为1999.58 g/t、回收率80.78%。     

高压辊磨对邦铺钼铜矿石选择性碎解作用及机制

对邦铺钼铜矿石进行高压辊磨(HPGR)和颚式破碎(JC),然后对两种产品进行磨矿—浮选试验,采用扫描电镜(SEM)研究矿石的高压辊粉碎特性,采用单体解离度分析仪(MLA)研究磨矿产品的解离特性,并从药剂用量等方面研究矿石的最佳磨矿细度和浮选工艺条件。结果表明:高压辊磨—球磨—浮选工艺适宜的磨矿细度为粒度小于0.074 mm的颗粒含量为65%,颚式破碎—球磨—浮选工艺适宜的磨矿细度为粒度小于0.074 mm的颗粒含量为75%;在适宜磨矿细度和药剂制度下,高压辊磨—球磨较颚式破碎—球磨浮选效果好,钼粗精矿钼品位提高0.83%,钼回收率提高1.05%;铜粗精矿铜品位提高0.23%,铜回收率提高2.66%;高压辊磨对邦铺钼铜矿石发生选择性粉碎现象。球磨对高压辊磨产品发生选择性解离现象,提出"矿石高压辊选择性粉碎—球磨选择性解离—浮选"技术方案。     

斑岩型铜钼矿等可浮浮选回收钼和铜（英文）

为了有效提高多宝山斑岩铜钼矿的辉钼矿回收率,开发了铜钼等可浮浮选的工艺流程。系统地考察了浮选方案、捕收剂种类、磨矿细度、粗选p H值及药剂用量对辉钼矿浮选回收的影响。结果表明,与煤油、柴油相比,变压器油在水中具有较强的分散能力,且对辉钼矿的浮选选择性较优,因而在低用量条件下便可获得较高的钼回收率。另外,与混合浮选方案相比,等可浮浮选方案利用变压器油作捕收剂不仅可获得较优的铜钼混合精矿(钼回收率和品位分别为90.77%和0.80%),而且能提高钼精矿的钼回收率在18%以上、钼品位在5%以上。工业浮选试验结果进一步表明,采用等可浮浮选方案选别该斑岩铜钼矿是行之有效的。     

云南某含银铜铅混合精矿分离试验研究

云南某铜铅混合精矿含Cu 8.14%、Pb 38.57%、Ag 251.62 g/t，对其进行浮选试验研究铜铅的分离。通过条件试验，确定在磨矿细度为-200目含量为93.85%的情况下，抑制剂CMC+亚硫酸钠用量选择1000 g/t，捕收剂Z-200用量选择10 g/t。采用“抑铅浮铜”一粗三精一扫的闭路试验流程，获得铜品位24.73%、回收率87.24%、含铅品位6.23%的铜精矿；铅品位62.71%、回收率84.48%，含铜0.86%的铅精矿。银在铜铅精矿中进一步富集的总回收率为73.04%，实现了该铜铅混合精矿的分离及银的进一步富集。     

低品位氧化铜矿氨-硫酸铵体系过硫酸铵氧化浸出

以过硫酸铵为氧化剂,研究低品位氧化铜矿在氨-硫酸铵体系氧化浸出工艺。讨论氨/铵离子摩尔比、总氨浓度,氨、硫酸铵和过硫酸铵的浓度,反应温度,液固比,反应时间和搅拌速度等操作条件对铜浸出的影响。结果表明:在92.8%的矿样粒径小于0.045 mm,氨、硫酸铵和过硫酸铵浓度分别为2.4、1.8和0.100 mol/L,浸出时间为90 min,温度为30℃,液固比(mL/g)为5:1,搅拌速度为500 r/min时的优化条件下,低品位铜矿的铜浸出率达87.7%。     

浸出,萃取,电积工艺在二次资源综合回收中的应用

本文叙述了江西铜业公司所属各矿山近年来开展自低品位铜矿石、氧化铜矿石中，采用浸出、萃取、电积工艺和自含铜磨水中回收铜的试验研究和生产实践情况及综合回收的前景。