青海某硫铁铜铅锌矿选矿工艺研究

青海某硫铁铜铅锌矿,其原矿中各有用矿物嵌布关系复杂,造成了浮选过程中有价金属富集困难,尤其是原矿中细粒浸染状的磁黄铁矿交代共生于黄铜矿、方铅矿之间,致使采用普通工艺条件铜、铅回收率不高。针对以上特性,试验采用了铜铅混合浮选—铜铅分离—磁选—磁选尾矿优先浮锌—浮锌尾矿再浮硫工艺流程,在原矿含Zn 2.30%、Pb 1.37%、Cu 0.124%、Ag 18.69 g/t的条件下,获得了铜精矿含Cu 24.26%、Ag 548 g/t,Cu回收率73.75%;铅精矿含Pb 63.27%、Ag 446 g/t,Pb回收率94.20%;锌精矿含Zn 43.63%、Ag 28.56 g/t,Zn回收率82.16%;Ag总的回收率为85.71%的良好指标。     

福建上杭某低品位铜钼矿选矿工艺试验研究

福建上杭某低品位铜钼矿属于斑岩型矿床,针对该类矿石,进行了详细的工艺矿物学和选矿工艺的研究,确定原矿粗磨-铜钼混合浮选-粗精矿再磨-抑铜浮钼,尾矿综合回收硫铁矿的原则工艺流程,最终采用此流程获得了含钼52.04%、铼186.6 g/t,钼回收率79.35%的钼精矿,含铜20.29%、银40.0 g/t,铜回收率81.28%、银回收率14.29%的铜精矿,含硫45.04%,硫回收率为46.85%的硫精矿。     

新疆某低铜辉钼矿浮选试验研究

新疆某辉钼矿含钼0.12%、铜0.009%,针对矿石中有微量的黄铜矿与辉钼矿连生的性质,为降低钼精矿含铜量,提高钼精矿品位与回收率,采用铜钼混选-粗精矿再磨-抑铜浮钼工艺流程进行了试验研究。结果表明：在试验获得的工艺参数下,得到的钼精矿钼品位49.55%、钼回收率82.41%;铜粗精矿含铜0.25%、金2.45 g/t,铜、金回收率分别为89.85%和63.12%;原矿中0.14 g/t的金主要富集在铜粗精矿中。试验有效回收钼的同时,实现了对铜、金的综合回收。     

国外某难选氧化铜矿选冶联合试验研究

研究探索了某氧化铜的选别工艺,主要研究了选-冶联合工艺和冶-选联合工艺。采用选-冶工艺,先浮选再湿法冶金,获得铜精矿产率10.2%,铜精矿品位23.72%,铜精矿含金10.1g/t,含银118.6g/t,铜回收率60.76%,金回收率66.4%,银回收率61.2%;另浮选中矿单独酸浸处理,获海绵铜产品产率0.268%,含铜80%,对原矿回收率5.26%。采用冶-选工艺,先湿法冶金后浮选工艺,获得海绵铜产品产率3.87%,含铜80%,对原矿回收率76%。浸出渣浮选获得铜精矿产率2.68%,铜精矿品位14.32%,铜精矿含金37.35g/t,含银438.8g/t,对原矿铜回收率10.98%;金回收率65%,银回收率60%。两种工艺皆可行。     

某高次生铜硫化铜矿选矿工艺研究

针对新疆某高次生铜硫化铜矿进行选矿工艺研究。在工艺矿物学研究的基础上,有针对性地提出了铜优先浮选—粗精矿再磨再选的工艺流程,对于原矿中次生铜矿物可浮性较差的现象,采用BP+硫氮的组合捕收剂实现了对次生铜矿物的高选择性捕收。该工艺在原矿含Cu0.55%的条件下,全流程闭路试验得到了铜精矿含Cu 29.22%,铜回收率94.11%的选矿指标。     

综合处理铜选矿尾渣和镍熔融渣的工艺研究

金川公司废弃的铜选矿尾渣和镍熔融渣含铁30%~40%,FeO+SiO2含量大于90%。根据弃渣的成分特点,提出了一种综合处理铜选矿尾渣和镍熔融渣的提铁炼钢工艺:将铜选矿尾渣和碳质还原剂进行造块,在矿热炉中熔化还原,冶炼低牌号硅铁,再将热态的含硅铁水与热态的镍熔融渣兑入摇炉,并加石灰控制碱度,冶炼出还原铁水。经过理论分析计算,利用31.2 kg焦炭在矿热炉中熔化还原100 kg铜选矿尾渣,可以冶炼出57.3 kg的含硅28%的硅铁合金。用硅铁还原镍熔融渣,冶炼1 t还原铁水需要镍熔融渣1470 kg,铜选矿尾渣1060 kg,干焦炭298 kg,石灰911 kg。充分利用热态的含硅铁水和镍熔融渣两种热能,用石灰的烘烤温度调节控制摇炉内温度,避免突然爆发的大喷溅,预期可以实现回收渣中绝大部分有价金属的目的。并将产生的炉渣用于制作无机非金属建筑材料,实现弃渣的综合利用。理论分析表明该工艺利用两种弃渣进行提铁是可行的。     

从阳极炉洗渣中富集硫酸钡试验研究

研究了采用水力旋流重选—酸浸提纯工艺从阳极炉洗渣中富集硫酸钡。试验结果表明:旋流重选精砂产率为26.83%,精砂中硫酸钡质量分数96.25%;对重选中砂进行酸浸,在c(H2SO4)=2mol/L、液固体积质量比5∶1、反应温度80℃、反应时间2h条件下,铜、铁脱除率分别为98%、99%以上,酸浸渣硫酸钡质量分数大于96%。对于年产阳极炉洗渣800t(其中含硫酸钡358t)的铜冶炼企业,采用该工艺可节约硫酸钡成本100.88万元/年。     

钨浮选尾水回用对铜钨浮选指标的影响

钨浮选过程中使用的捕收剂、抑制剂组合,导致选矿废水中细粒物质难以自然沉降,且有机物含量超标,严重影响尾水回用。对含铜硫钨矿物依次经浮选后形成的溢流水,采用石灰调节pH值,聚丙烯酰胺和粉煤灰絮凝沉降,能去除水中的有机污染物、降低重金属离子浓度,实现尾水回用并进行循环试验。结果表明,回水循环30天后,上清液中COD含量和Cu、Pb离子浓度没有显著的累积效应;与原水开路试验对比,铜粗精矿中铜品位仅细微波动,但产率降低了2.15个百分点,回收率降低了1.67个百分点;钨粗精矿中钨品位降低了0.4个百分点,而产率和回收率分别提升了0.32和1.02个百分点。回水闭路浮铜试验以原矿作为原材料,能获得产率为1.92%、品位为19.12%、回收率为85.22%的铜精矿;回水闭路浮钨试验以钨浮选给矿为原材料,能获得产率为9.38%、品位为3.88%、回收率为95.71%的钨粗精矿。     

四川某高硫难选低品位铜矿选矿试验研究

四川某高硫难选低品位铜矿含铜0.60%,含硫15.24%,原矿性质表明该矿石中主要金属矿物为黄铁矿、斑铜矿和黄铜矿;主要脉石矿物为石英和方解石。根据其矿石性质针对性地进行了选矿试验研究,通过优先浮选流程,先浮铜再浮硫,在磨矿细度为-0.074 mm占80%条件下,最终得到了铜精矿铜品位为25.53%,回收率为88.42%;硫精矿硫品位为44.56%,回收率为66.81%的浮选指标。     

某钨多金属矿选矿试验研究

对某钨多金属矿进行选矿试验研究。试验以回收黑钨矿为主,综合回收银的原则开展研究。在条件试验的基础上,确定了分级重选、磁选、浮选等多种选矿方法联合工艺流程。原矿WO_3含量为0.207%,银含量为32.35g/t,试验获得钨精矿1中含WO_354.20%,WO_3回收率为28.82%,钨精矿2中含WO_332.35%,WO_3回收率为30.03%,银精矿含银3 267.23g/t,银回收率为47.47%。     

60t超高功率电弧炉用镁碳出钢口砖的研制与应用

采用一级电熔镁砂85％、石墨15％的镁碳材料，加入3％Al／Mg（60／40）抗氧化剂，以固体、液体酚醛树脂为复合结合剂，按合理颗粒级配比所研制的镁碳出钢口砖用于抚钢2座60t超高功率电弧炉出钢口，使出钢口使用寿命由约110炉次提高到约150炉次，满足了使用要求。     

1300吨混铁炉炉衬砌筑的改进

通过对１３００吨混铁炉内衬综合砌筑工艺的论述，介绍了将镁砖、镁铝砖等砌筑改为铝碳化硅碳砖等综合砌筑工艺，从而使混铁炉使用寿命超过一年以上，达到了提高使用寿命的目的。     

福建某铜金矿浮选试验研究

福建某铜金矿为典型的含铜金多金属硫化矿,矿石中可综合回收的主要有价元素为金、银、铜、硫。针对该矿石性质,进行了混合浮选—粗精矿再磨—铜硫分离工艺研究,考察了磨矿细度、抑制剂、捕收剂等因素对浮选指标的影响。结果表明:在最佳试验条件下,闭路试验获得的铜精矿铜品位23.61%、金品位185.00 g/t,铜、金回收率分别为95.77%、85.86%;硫精矿铜品位仅为0.03%、金品位3.30 g/t,铜、金回收率分别为0.47%、5.97%。研究结果对该矿石中铜、金的回收利用及工业生产起到了指导作用。     

内蒙古某铜铅锌复杂多金属矿的浮选试验研究

试验矿样取自内蒙古某地的铜铅锌复杂多金属矿,原矿含Cu 0.25%、Pb 2.53%、Zn 4.47%,并且伴生Ag 92.5 g/t、In 42.5 g/t,研究了该矿石的浮选工艺以及在浮选过程中各种药剂的用量,最终得到铜精矿中含Cu 17.62%、回收率达到58.26%;铅精矿含Pb 66.55%、回收率高达90.39%;锌精矿含Zn 48.12%,回收率90.29%;与此同时,铅精矿含Ag达到1 642.0 g/t、回收率60.3%,锌精矿含In达到248.7 g/t、回收率达到53.5%。结果表明,此浮选工艺可有效处理该复杂多金属矿。     

某含金银铜硫矿石的低碱铜硫分离与伴生金银综合回收

某含金银铜硫矿石中铜、硫、金、银品位分别为0.70%、4.76%、0.10 g/t和3.78 g/t,针对现场高碱工艺存在的伴生金银损失率高等问题,以该矿石为研究对象,采用低碱度条件下“铜快速浮选—铜尾活化选硫”的工艺流程进行了系统的浮选试验研究。闭路试验结果表明,最终可获得铜品位为24.28%、回收率为91.93%的铜精矿以及硫品位为45.54%、回收率为44.76%的硫精矿。其中61.51%的金和63.86%的银在铜精矿中获得富集,浮选指标较好, 在低碱条件下原矿实现了有价金属的综合回收。      

捕收剂YY-B01浮选铜铅锌矿石的试验研究

试验以内蒙古某地的铜铅锌复杂多金属矿为研究对象,原矿含Cu 0.25%、Pb 2.53%、Zn 4.47%,并且伴生Ag92.5 g/t、In 42.5 g/t,在研究了该矿石的工艺矿物学的基础上,主要进行了捕收剂的种类和用量试验,最终选择了YY-B01作为铜铅粗选的捕收剂,从而得到铜精矿中含Cu 17.62%、回收率达到58.26%;铅精矿含Pb 66.55%、回收率高达90.39%;锌精矿含Zn 48.12%,回收率90.29%;与此同时,铅精矿含Ag达到1 642.0 g/t、回收率60.3%,锌精矿含In达到248.7 g/t、回收率达到53.5%。结果表明,此浮选捕收剂可有效应用在该复杂多金属矿。     

超声波强化铜钼浮选过程的研究

斑岩型铜钼矿具有矿石性质复杂、嵌布粒度细、辉钼矿与黄铜矿可浮性相近等特点,导致在浮选过程中铜钼分离困难。利用超声波改变矿浆性质、矿物表面性质及药剂溶液性质。通过对某铜钼矿石采用超声波技术处理强化铜钼浮选分离,纯矿物浮选研究表明,采用超声波处理可以有效实现黄铜矿与辉钼矿的分离。实际矿石分选表明:在磨矿浓度为66.7%、矿浆pH=10.0、石灰用量为450 g/t、水玻璃用量为1 kg/t、YC药剂+丁基黄药用量为160 g/t+50 g/t、2#油30 g/t、磨矿细度 < 0.074 mm占77.2%时,获得混合铜钼精矿钼品位为2.96%,钼回收率为87.44%;铜品位为0.76%,铜回收率为92.77%。对铜钼混合精矿,在矿浆浓度10%下,经超声功率2 000 W处理时间20 min,浮选条件为矿浆pH=10、煤油用量为80 g/t、2#油用量为15 g/t、硫化钠用量为300 g/t,获得最终钼精矿Mo品位为22.19%,作业回收率为95.95%,钼总回收率为83.90%;铜精矿Cu品位为11.88%,作业回收率为98.27%,铜总回收率为91.16%,实现了铜钼矿物良好分离。      

某难选金矿选厂浮选时间和放大系数的优化研究

浮选时间是选厂设计的重要参数之一,而浮选时间的确定与实验室小型试验的浮选时间和放大系数有关。针对难选金矿浮选时间的选定问题,在某选厂原设计（1 500 t/d）的基础上,重新进行了选厂设计以及实际浮选时间和放大系数的计算,验证选厂浮选时间的放大系数。随着矿石性质的变化,在该选厂开展了浮选工艺优化试验,将试验成果应用于选厂生产中,并在磨矿细度和浮选条件相同的情况下,开展了不同矿石处理量工业试验,确定了选厂最佳矿石处理量,计算了优化后的浮选时间和放大系数。结果表明：小型试验浮选时间为21 min,选厂实际浮选时间为84.08 min,实际放大系数为4.00;相比优化前,在原矿金品位降低0.47 g/t的情况下,选厂矿石处理量增加了204 t/d,金精矿富集比降低了0.11,金回收率提高了3.22%。研究结果可为同类型矿石性质选厂的浮选工艺设计提供参考。     

低品位含金硫化矿选矿试验研究

根据矿石性质,采用混合浮选工艺流程处理某低品位含金硫化矿,在原矿金品位1.03 g/t的条件下,通过添加新型抑制剂DPS强化易浮细粒脉石的抑抑和加强含金矿物的活化,大幅度提高了选矿试验指标(金品位由14.25 g/t提高到17.17 g/t,金回收率由91.96%提高到94.55%)。     

某难选氧硫混合型铜矿浮选试验研究

针对某难选氧硫混合型铜矿的特点,利用铜矿物之间可浮性的差异,采用“先硫后氧,先浮选易选氧化铜矿,再浮选难选氧化铜矿”的异步浮选的流程,对含铜3.99%的原矿,在条件优化试验的基础上,开展闭路试验,可以获得浮选硫化铜精矿含铜50.66%,铜回收率25.17%,氧化铜精矿含铜19.68%,回收率54.05%,浮选综合铜精矿回收率达到79.23%。