造锍熔炼捕收氰化渣中有价金属研究

为了探究以氰化尾渣为原料进行造锍熔炼的可能性,研究了渣型配比、熔炼温度、升温时间、保温时间和原料配比对金、银、铜回收率及锍相中金、银含量的影响。研究结果表明,在升温时间60 min、保温时间50 min、熔炼温度1 250℃条件下,当氰化尾渣与硫化铜精矿配比4∶1、FeO/SiO₂比1.8、CaO/SiO₂比0.8时,金、银和铜回收率分别达到73.13%、83.95%和70.97%,金、银在锍相中含量分别达到8.29 g/t和257.40 g/t。造锍熔炼工艺处理氰化尾渣是可行的,为该类尾渣的高效环保回收利用提供了新思路。     

影响熔炼炉渣磨浮工艺回收铜的因素分析

采用富氧底吹熔炼技术造锍捕金技术,处理Au,Ag含量较高的复杂铜精矿。通过控制熔炼渣的渣型、选择合适的冷却方式、优化破碎—细磨条件来提高铜的回收率,并结合生产实践及试验对其进行研究与分析。     

低粗杂铜精矿底吹熔炼提高金银回收率的技术

针对易门铜业富氧底吹熔炼工序金银回收率低的问题，通过调整熔炼渣型采用SiO2-FeO-CaO三元渣系、稳定炉温在1180℃~1200℃和合理利用冶炼中间产物，使熔炼工序金、银的回收率分别从96.99%、97.03%提高到98.25%、98.20%。     

低粗杂铜精矿底吹熔炼工艺金银回收率提高措施

针对易门铜业公司富氧底吹熔炼工序金银回收率低的问题,通过调整熔炼渣型,采用SiO_2-FeO-CaO三元渣系,稳定炉温在1 180～1 200℃和合理利用冶炼中间产物,使熔炼工序金、银的回收率分别从96.99%、97.03%提高到98.25%、98.20%。     

某卡林型金矿浮选工艺试验研究

某金矿石金品位为3.20g/t,是主要的回收元素,其中伴生的锑可作为综合回收的对象。原矿中金主要被硫化物包裹,占80.51%,其次被氧化物包裹,占11.58%,单体金和连生金较少,只占4.24%。针对该矿石性质,在原有工艺流程和药剂制度基础上,开展浮选条件试验,获得最佳工艺参数,磨矿细度-0.074mm占84.6%、碳酸钠用量为2000g/t、硫酸铜用量为200g/t、硝酸铅用量为150g/t、丁基黄药用量为150g/t。当磨矿细度-0.074mm占84.6%时,采用最佳药剂制度,通过一粗三精二扫,中矿循序返回工艺流程,获得精矿金品位46.14%,金回收率90.91%,尾矿品位为0.29g/t。尾矿工艺矿物学表明,尾矿中流失的金主要是硅酸盐包裹金、单体及连生体金,尤其是硅酸盐包裹的金未能回收。尾矿中+0.044mm粒级的金占30.90%,可探讨重选工艺回收的可能,-0.025mm粒级的金占60.07%,粒度过细,很难通过浮选工艺回收。     

西藏某富银难选铜铅锌硫化矿选矿试验研究

针对西藏某富银难选铜铅锌硫化矿矿物共生关系密切、嵌布粒度细且不均匀、相互包裹严重等特点,采用铜铅锌混浮—精矿再磨—铜铅混浮—铜铅分离的浮选流程进行了选矿试验。通过条件试验,确定了矿石最佳磨矿细度和浮选药剂制度。在此基础上进行了闭路试验,最终获得的铜精矿品位为14.48%,回收率为59.72%;铅精矿品位为53.74%,回收率为88.78%;锌精矿品位为57.18%,回收率为84.57%。同时铜精矿中金的品位为73.30 g/t,回收率为41.47%,银品位为12 507 g/t,回收率为83.12%。矿石中铅、锌、铜、金、银等有价元素都得到有效的回收。     

阶段磨矿—异步浮选工艺回收某铜冶炼渣中的铜

铜火法冶炼渣中铜品位为5.23%,具有良好的回收利用价值。原矿中铜矿物主要为冰铜和金属铜,脉石矿物主要为铁酸盐和铁橄榄石,还有大量的玻璃相。玻璃相的存在为选矿带来不利的影响。对该冶炼渣采用阶段磨矿—异步浮选工艺,在较粗的磨矿细度下优先回收可浮性较好的粗颗粒铜矿物,获得含铜45.36%、铜回收率81.65%的铜精矿,浮选尾矿再磨后回收细粒级的铜矿物,获得含铜13.65%、铜回收率13.74%的综合铜精矿,综合铜精矿含铜33.99%,含金3.42 g/t,含银79.17 g/t,铜回收率95.40%,金回收率85.94%,银回收率81.17%,该冶炼渣中的铜、金和银均得到较好的回收。      

某伴生金银铅锌矿的工艺矿物学与浮选工艺

某铅锌矿含锌2.96%、铅0.85%、铜0.13%、金1.01 g/t、银33.70 g/t,选厂仅将其当作铅锌矿分选,铜金银等伴生金属未获得综合回收。工艺矿物学研究表明,闪锌矿是锌的主要矿物,其嵌布粒度粗、嵌布关系简单,理论回收率可达97.84%;方铅矿是主要的铅矿物,其次是铅矾和白铅矿,方铅矿与闪锌矿嵌布关系密切,部分因氧化蚀变被铅矾包裹,影响铅的浮选,铅的理论回收率仅为88.32%;银主要赋存在游离银矿物和方铅矿中,理论回收率为72.81%;金主要以裸露金和硫化矿形式存在,可随银铅回收;铜主要赋存在黄铜矿中,黄铜矿与硫化矿嵌布关系密切,粒度细、品位低,可随方铅矿回收。基于矿石特性,制定“粗磨铅优先-锌硫混选-锌硫分离”工艺,以GW-221为铅铜金银捕收剂,强化金银回收。新工艺获得铅精矿含铅24.73%、铜3.71%,含银558.64 g/t、金13.52 g/t,回收率分别为77.69%、76.24%、44.26%和35.74%;锌精矿含锌48.99%,锌回收率为89.56%,铅锌铜金银均获得了综合回收;后续需强化游离银矿物和金的回收,以提高金银回收率。     

某难选铜矿石选矿试验研究

某难选铜矿石原矿含铜1.38%,含硫11.84%,含金0.16 g/t,原矿主要以硫化铜矿为主,原生硫化铜矿占比32.56%,次生硫化铜矿占比64.83%;铜矿物嵌布粒度粗细不均,部分铜矿物与黄铁矿紧密共生,铜硫分离困难。针对该铜矿石,采用铜快速浮选—快速浮选尾矿铜硫混浮—混浮粗精矿再磨的工艺流程回收铜金银。经过闭路试验,最终获得含铜21.52%、金1.86 g/t、银163.42 g/t,铜回收率63.95%、金回收率47.11%、银回收率51.68%的铜精矿1和含铜19.67%、金1.43 g/t、银139.76 g/t,铜回收率28.08%、金回收率17.40%、银回收率21.23%的铜精矿2,铜综合回收率为92.03%,伴生金综合回收率75.19%,银综合回收率72.92%,实现了该难选铜矿石铜、金、银的高效回收。     

硫化铅精矿低温熔盐一步炼铅实验研究

采用还原造锍熔炼法从硫化铅精矿中低温、一步回收铅,考察了黄铁矿烧渣加入量、熔盐组成及用量对铅直收率及铁、铜分配行为的影响,证实了该技术路线的可行性。合理控制熔炼条件,铅直收率最高可达94.32%,粗铅纯度98.32%。铜和银主要分布在铁锍及粗铅中,铁及其它伴生元素主要分布在铁锍及炉渣中。     

某含金汞冶炼渣浮选试验

某含金1.85 g/t的汞冶炼渣中金主要以游离微细金和硫化物包裹金的形式存在,对该二次资源进行了浮选回收金的试验研究。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占80%的情况下,采用1粗2精2扫、中矿顺序返回流程处理该试样,可以获得金品位为28.65 g/t、回收率为68.45%的金精矿,导致金回收率不高的主要原因是金颗粒微细和被碳酸盐、褐铁矿、石英和硅酸盐等矿物包裹。     

易门铜冶炼渣选铜试验

易门铜冶炼渣成分复杂,铜品位为1.83%,主要铜矿物为硫化铜,占总铜的94.54%。为高效回收其中的铜,进行了选矿试验研究。结果表明,在磨矿细度为-0.045 mm占90%的情况下,采用1粗3精2扫、中矿顺序返回浮选流程处理该试样,可获得铜品位为18.27%、含银76.20g/t、铜回收率为84.86%、银回收率为44.06%的铜精矿。试验确定的选矿工艺流程较简单,不仅对铜有较好的回收效果,而且综合回收了其中的银,是该试样中铜的理想回收工艺。     

铜冶炼渣中单质铜相强化浮选回收工艺优化及生产实践

本文介绍了铜冶炼渣中单质铜相强化浮选工艺优化方法。探索试验结果表明：优化条件下,铜、金、银回收率分别为93.64%、83.30%、93.65%,铜尾渣铜品位降为0.22%,其中金属铜品位由0.18%降为0.10%,占比由51.43%降为40.91%,有效强化了单质铜相的浮选回收。应用实践证明,优化工艺综合经济效果显著,可实现铜冶炼渣中铜、金、银的高效回收。     

赞比亚某铜冶炼渣选铜试验

为高效开发利用赞比亚某铜冶炼渣，以赞比亚某铜冶炼渣为研究对象，通过对试样化学成分及工艺矿物学特点的分析，确定采用浮选法回收其中的铜。经过2粗开路流程试验，确定了以黄药粒为捕收剂，T 336为起泡剂，硫化钠及水玻璃为调整剂的浮选药剂制度；最终采用1粗3精2扫、中矿顺序返回的闭路浮选流程处理试样，获得了铜品位17.32%、回收率82.78%的铜精矿。试验对该类型铜冶炼渣的选矿处理提供了有益参考，经济效益显著。     

底吹熔炼渣工艺矿物学研究

为了回收铜渣中的有价金属,采用XRF、XRD、SEM、EDS和BPMA等分析手段对底吹熔炼铜渣进行了工艺矿物学研究,查明了熔炼渣的主要成分、主要矿物成分、铜物相赋存状态,并对渣中重要矿物相的嵌布特征、嵌布粒度和主要矿物解离度进行了深入研究.结果表明:①熔炼渣中主要有价金属为Cu、Fe、Pb、Zn等,杂质成分主要为SiO...     

从西藏某斑岩型硫化铜矿中综合回收铜金浮选新工艺

西藏某斑岩型铜矿中含铜1.10%～1.30%、含金0.04～0.08g/t,矿石中铜矿物以辉铜矿为主、黄铜矿次之,铜矿物嵌布粒度细、且嵌布关系复杂,金主要与铜矿物和黄铁矿伴生,原有工艺铜精矿中的金难以富集到1g/t以上,且铜回收率偏低。为高效综合回收矿石中的铜金资源,开发了低碱条件下"铜硫部分混合浮选"新工艺,并以新型捕收剂ZH-01为铜硫混选的捕收剂,铜硫混选粗精矿经一次精选后,获得合格的铜精矿。实验室小型闭路试验结果表明,在磨矿细度-74μm含量占70%、原矿含铜1.21%、含金0.06g/t的条件下,获得了含铜35.27%、铜回收率94.12%,含金1.11g/t、金回收率56.23%的铜精矿。与现场工艺相比,新工艺不仅提高了铜的回收率,伴生金也得到了综合回收,实现了矿石中铜金的高效综合回收。     

磁选—反浮选回收某铜冶炼渣选铜尾矿中的铁

为了回收某铜冶炼渣中的铁, 在工艺矿物学研究基础上, 进行了磨矿—弱磁选—反浮选技术研究。研究结果表明, 样品中Fe含量高达47.14%, 主要赋存于磁铁矿和含铁硅酸盐中, 分布率分别为53.01%、44.38%。在磨矿细度-0.030 mm占95.31%时, 采用弱磁选—反浮选工艺, 可获得产率35.51%、TFe品位62.71%、铁回收率47.03%的铁精矿; 尾矿可作为水泥铁质调整料销售。最终实现铜渣中铁金属的综合回收及无尾排放。      

某铜金矿选矿试验研究

对含Au3.03g/t,Cu3.52%的铜金矿进行可选性试验,最终确定重选回收粗粒金,重选尾矿先浮选硫化铜再浮选氧化铜的方案。通过重选可获得含金915.5g/t,收率为12.96%的粗粒金产品;重选尾矿在-200目占90.44%的细度下进行浮选,通过试验可获得含铜27.23%,回收率为54.85%的硫化铜精矿和含铜33.17%,回收率为26.20%的氧化铜精矿,铜总的回收率可达81.05%,尾矿仅含铜0.74%。重选尾矿中的金绝大部分进入硫化铜精矿,其含金31.25g/t,回收率为73.12%,金总的回收率可达91.80%。     

铜冶炼炉渣选矿降低尾矿含铜工艺控制的实践

铜冶炼企业炉渣选矿属于对资源的回收再利用,在我国资源日益紧张的环境下,铜冶炼渣尾矿含铜指标的好坏,决定了铜冶炼炉渣铜选矿回收率的高低,直接影响铜冶炼企业的经济效益.结合对铜冶炼炉渣及渣选尾矿的各种数据分析,通过对铜冶炼工艺、炉渣缓冷工艺、磨矿细度、浮选工艺、磨浮水质等工艺参数控制,使尾矿含铜指标得到了较好控制,尾矿含铜...