混合铜冶炼渣浮选回收铜试验研究

粗选Ⅰ采用选择性强的捕收剂进行快速浮选,粗选Ⅱ采用捕收能力强的捕收剂进行分步浮选的工艺流程,对某冶炼混合炉渣进行了铜回收试验。结果表明,在磨矿细度为-45μm占85%给料下,以Z-200为粗选Ⅰ作业的捕收剂,快速浮选能直接获得含铜为27.57%、回收率为56.97%的铜精矿;以WP为粗选Ⅱ和扫选作业的捕收剂,并采用Na2S对矿浆进行硫化,调节p H为9.4,能获得含铜为17.32%、回收率为30.05%的铜精矿。混合后能获得含铜为22.89%,回收率为87.02%的最终铜精矿,同时渣选尾矿含铜降至0.23%。     

某铜冶炼渣中铜、铁的综合利用回收研究

湖北某铜冶炼渣Cu、Fe含量分别为2.11%和40.07%,主要杂质成分SiO₂含量为30.89%,铜主要以硫化铜的形式存在,铁主要以磁性铁的形式存在。为高效回收试样中的铜、铁,对高效、合理回收工艺进行了试验研究。结果表明,试样在磨矿细度-74μm占85%的情况下,采用1粗1精1扫、中矿顺序返回流程浮选,浮选尾矿2次弱磁选,最终可获得铜品位24.78%、回收率88.55%的铜精矿,铁品位64.12%、回收率82.52%的铁精矿;采用2次弱磁选,弱磁选尾矿1粗1精1扫、中矿顺序返回流程浮选,最终可获得铁品位64.78%、回收率85.91%的铁精矿,铜品位24.86%、回收率62.33%的铜精矿。先浮后磁工艺的铜回收率显著较高,因而是理想的铜、铁回收工艺。     

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。     

某铜冶炼水淬炉渣选矿工艺试验

为了有效回收利用堆存的铜冶炼水淬炉渣,结合炉渣中含铜矿物特性,进行了阶段磨矿阶段浮选、中矿再磨精选试验,试验最终获得了铜品位为19.53%,铜回收率为29.98%铜精矿,为同类水淬铜炉渣有效回收提供了参考借鉴。     

从郴州某冶炼渣中分选锌铅银

郴州某冶炼渣中铅、锌、银、铁、硫含量分别为7.23%、5.02%、143.28 g/t、45.70%、21.11%。为开发利用该二次资源,对有代表性试样进行了选矿试验。结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm占72%条件下,以硫酸铜为活化剂、生石灰为抑制剂、异丁基黄药为捕收剂,经1粗1扫2精流程选锌,选锌尾矿再磨至-0.038 mm占84%后经1次摇床重选选铅银,可获得锌品位为40.02%、回收率为80.36%的锌精矿,以及铅、银品位分别为45.56%和 1 000.12 g/t,铅、银回收率分别为62.83%和69.59%的铅银混合精矿。     

甘肃花牛山铅锌硫化物矿石中伴生银的回收

为了提高花牛山铅锌硫化矿石中伴生银的回收率，进行了原矿工艺矿物学和银赋存状态研究，在此基础上，采用混合用药、适当降低铅精矿主品位、粗精矿再磨等多种技术措施，使伴生银的回收率有了较大幅度的提高，同时，铅、锌主金属的选矿指标也得到了改善。     

某锌冶炼渣回收铜的工艺研究

湖北某锌冶炼渣铜品位约为1.01%,铜主要以类质同象形式赋存于磁黄铁矿中,其次是铁氧化物(磁铁矿和赤铁矿)中,主要脉石矿物为玻璃质等。该论文首先研究锌冶炼渣的矿物组成及铜的赋存状态,之后分别对原渣样品和渣磁选除铁尾矿进行了选铜工艺试验,探索了不同种类抑制剂和捕收剂对铜金属回收的影响。结果表明,原冶炼渣样粗选采用丁铵黑药+乙硫氮组合捕收剂,经过1次粗选、2次精选和1次扫选开路选别流程,可以得到铜品位5.10%、回收率66.09%的铜精矿。冶炼渣磁选除铁尾矿粗选采用丁铵黑药捕收剂,经过1次粗选、2次精选和1次扫选开路选别流程,可以得到铜品位3.45%、相对磁选尾矿回收率57.61%的铜精矿。     

某铜冶炼炉渣中铜的回收试验研究

某铜冶炼侧吹渣铜含量为 1.09%,转炉渣铜含量为 5.98%,侧吹渣和转炉渣按 5∶1 配矿后铜含量为 1.91%。为研究影响炉渣高效回收的因素和工艺条件,对炉渣进行条件试验。试验结果表明：自然缓冷时间和磨矿细度对炉渣回收的影响很大,延长自然缓冷时间、提高磨矿细度以及中矿再磨有利于炉渣中铜的回收。侧吹渣自然缓冷 8 h,转炉渣自然缓冷 36 h,磨矿细度在-0.045 mm 占 85% 的条件下,经过一粗二精二扫和中矿返回再磨的流程后,可获得铜品位为 21.35%、回收率为 90.01% 的铜精矿。     

复杂铜铅锌硫化矿浮选新工艺试验研究

西北某铜铅锌硫化矿 ,铜铅锌共生关系密切 ,且铜铅矿物嵌布粒度细小 ,铜铅锌矿物分离难度大。本试验研究依据矿物特性 ,采用部分优先浮选新工艺、精矿再磨措施 ,有效地解决了铜铅锌矿物分离问题 ,铜、铅和锌三种精矿产品质量和回收率均获得大幅度提高     

铜冶炼渣浮选回收铜的研究现状

我国铜冶炼企业每年产生了大量的铜冶炼渣,其中含有大量的有价元素,如金、银、铜、钴、镍等,具有巨大的经济价值。如何经济环保地综合回收这部分有价元素不仅能为企业带来巨大的经济价值,更重要的是能解决铜渣大量堆存的问题。本文综述了目前铜冶炼渣浮选回收铜的研究进展,并在此基础上提出一些想法,为今后的铜渣综合回收提供了参考。     

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。     

从湖南某冶炼厂铅渣中回收铅

为了实现绿色低碳回收铅冶炼渣中的铅,针对湖南某铅冶炼厂废渣进行工艺矿物学分析,提出了采用"磁选+浮选"联合选矿工艺流程,并对回收富集过程中的主要影响因素进行研究。试验结果表明:在磁选磨矿细度-74μm含量占70%、磁场强度为4 000kA/m、浮选磨矿细度为-45μm含量占80%时,硫化钠用量1 000g/t,丁基黄药用量150g/t,松醇油用量30g/t的条件下,经一段磁选和一粗二精二扫中矿返回"的闭路浮选联合工艺流程,使废渣铅品位从3.35%提高至16.53%、回收率达51.42%。可为固废处理行业从铅冶炼渣中回收铅提供参考。     

云南某冶炼铜炉渣回收铜的试验研究

对云南某冶炼厂铜炉渣进行了选矿工艺流程和药剂制度的研究。对比了捕收剂种类、配比及用量的作用效果,最终确定XT-53与丁基铵黑药组合药剂作为捕收剂,配比为1∶3,综合用量为80 g/t。进行了磨矿细度试验,在粗选磨矿细度-74μm 90%、粗精矿再磨细度-45μm 85%、粗选尾矿再磨细度-45μm 80%的磨矿条件下,采用阶段磨矿—阶段选别的工艺流程,可获得铜品位为25.20%,回收率为87.82%,金、银品位为0.80 g/t、136.8 g/t,回收率达到67.12%、67.36%的铜精矿。     

硫化铅锌矿浮选分离研究进展

从浮选理论研究出发,简要地介绍了由传统的浮选理论到电位调控理论再到分子力学和量子化学理论的发展历程,从浮选工艺、浮选药剂两个方面详细地介绍硫化铅锌矿选矿分离现状,着重阐述了铅锌优先浮选流程、混合浮选流程、等可浮选流程、分支分速浮选流程、电位调控浮选的适用条件和应用情况。对于浮选药剂而言,主要从组合药剂和新药剂的合成来改善浮选指标。     

云南某硫化铜矿选矿试验研究

以云南某地硫化铜矿为研究对象。对该矿进行矿石分析,该矿含铜0.68%,并且主要是以硫化物形式存在。采用1粗3精3扫的浮选流程,得到含铜20.52%,回收率90.83%的铜精矿。为下一步该矿的开发奠定了坚实的基础。     

铜冶炼烟气制酸中温位余热回收工艺

硫酸生产中温位余热回收已成为衡量硫酸工业技术水平的标志,然而烟气制酸系统的中温位余热回收仍存在技术瓶颈。本文阐述了金川集团化工厂530kt/a铜冶炼烟气制酸系统扩能改造和余热回收前存在的问题,在遵循尽可能保留现有工艺管线和保证余热高效回收的原则上对转化工艺进行改造完善,将转化流程由原设计的“3 1/Ⅳ.Ⅰ-Ⅲ.Ⅱ”四段转化改为“3 2/Ⅴ.Ⅰ-Ⅲ.Ⅱ.Ⅳ”五段转化工艺流程,研发了适合冶炼烟气制酸系统的分离型热管余热回收工艺技术。生产实践证明该工艺在确保转化热平衡的基础上提升了转化率,优化了系统工艺技术指标,实现了转化中温位富余热量的回收生产饱和蒸汽,保证了制酸系统与铜冶炼系统的匹配化生产,节能减排效益可观。     

从云南某硫精矿中回收铜铋的选矿试验

云南某硫精矿含铜0.76%、含铋1.77%;铜主要赋存于黄铜矿中,铋主要以辉铋矿、辉铅铋矿、铋华和自然铋等形式存在;含铜矿物主要以连生体形式存在于粗粒级中,含铋矿物多以微细粒单体形式存在于微细粒级中。为回收该硫精矿中的铜、铋元素,进行了选矿试验研究。结果表明:以0.043 mm为分级粒度进行分级,粗粒级磨细至-0.074 mm占81%,以石灰为抑制剂、ZA为铜捕收剂,经1粗2精2扫闭路浮选,获得了铜品位为18.29%,作业回收率为87.79%,对硫精矿回收率为70.88%,含铋0.47%的铜精矿;细粒级在盐酸浓度为3 mol/L、氯化钠用量为100 kg/t、BJ用量为150 kg/t、液固比为3条件下常温浸出2.5 h,获得了铋浸出率为95.54%、对硫精矿回收率为90.04%,浸渣铋品位为0.13%的指标。     

西藏某含金浸染状次生硫化铜矿石浮选回收铜金试验

西藏某浸染状次生硫化铜矿石铜品位为1.86%，原生硫化铜占总铜的15.05%，次生硫化铜占总铜的76.88%，主要铜矿物为斑铜矿、黄铜矿，其他金属矿物有黄铁矿、磁黄铁矿等；脉石矿物以石榴石、辉石、石英等为主。为了确定该矿石中铜、金的适宜回收工艺，进行了选矿试验。结果表明，矿石在磨矿细度为-0.074 mm占70%的情况下进行1粗2精快速浮选，1粗2扫常规浮选，快速精选1尾矿与常规粗选精矿合并再磨至-0.038 mm占80%的情况下进行1粗2精2扫铜硫分离，获得的快速浮选精矿铜品位为27.05%、金品位为8.28 g/t，铜、金回收率分别为60.79%、50.90%；常规浮选铜精矿铜品位为17.06%、金品位为5.02 g/t，铜、金回收率分别为29.81%、23.99%。快速浮选+常规浮选、快速精选1尾矿与常规浮选粗精矿再磨再选工艺流程既能避免铜矿物的过磨，保证铜的回收率，又可得到较高品位的铜精矿，获得较好的铜、金回收指标。