某铜转炉渣浮铜试验

对某富氧双侧吹熔炼、P-S转炉吹炼工艺产生的炼铜转炉渣进行了浮铜试验。在磨矿细度-0.074 mm粒级占70%条件下,采用Z-200作捕收剂进行一次浮选直接获得回收率90%以上的高品位铜精矿,浮选尾矿再磨至-0.038 mm粒级占90%,采用丁基黄药作捕收剂,经一次粗选、二次精选、二次扫选,扫选精矿返回再磨闭路浮选工艺流程,获得回收率6%左右的低品位铜精矿,全流程试验获得了铜品位为30.09%、回收率为96.92%的铜精矿,为该类型转炉渣回收铜提供了技术依据。     

赞比亚某铜冶炼厂炉渣浮选回收铜

为回收赞比亚某冶炼铜渣中的铜,在工艺矿物学研究的基础上,探索铜渣的选矿工艺。原矿磨矿细度-74μm占85%,一次粗选、三次扫选、两次精选闭路浮选,获得铜品位25.64%、回收率70.74%的合格铜精矿。     

赞比亚某硫化铜矿选矿试验研究

赞比亚某硫化铜矿铜品位1.57%,含铜矿物以黄铜矿、斑铜矿为主,脉石矿物以白云母、石英、黑云母为主。对该硫化铜矿进行了选矿试验研究,结果表明:矿石在磨矿细度-74μm粒级占70%条件下,采用石灰作调整剂、丁基黄药作捕收剂、松醇油作起泡剂,经过一粗一精一扫闭路浮选流程,可获得铜品位33.86%、铜回收率97.37%的铜精矿,选矿工艺流程及药剂制度较简单,选矿指标较好。     

从铜渣中综合回收铜、银的浮选试验研究

对国内某艾萨炉铜冶炼渣进行了回收铜和银的浮选试验研究。综合回收该铜渣中铜银的前提是：使铜与铁橄榄石、铅铁玻璃等脉石矿物充分解离; 清洁、活化被脉石矿物污染的铜矿物表面; 选择高效捕收剂回收密度大、粒度粗的金属铜。基于此, 确定磨矿细度-0.074 mm粒级占93%, 在球磨机中添加调整剂碳酸钠, 并以GD-3为捕收剂, 通过一粗三精二扫闭路浮选工艺, 获得了铜精矿铜品位29.55%、银品位146.30 g/t, 铜回收率90.99%、银回收率83.48%的技术指标, 为该铜渣的资源化利用奠定了基础。     

某含泥高硫混合铜矿选矿试验研究

该矿石含泥量较高,黄铜矿与黄铁矿致密共生,原矿铜品位为0.99%,硫品位为18.32%。试验采用原矿洗矿—铜硫混合浮选—混合精矿再磨分离的原则流程。磨矿至-0.074 mm粒级含量占56%进行铜硫混选,混合精矿再磨矿至-0.074 mm粒级含量占90%进行铜硫分离。通过考察药剂制度对浮选的影响采用硫化钠400 g/t,丁基黄药∶丁基铵黑药(4∶1)80 g/t,松醇油35 g/t,石灰为1500 g/t,获得品位为15.95%、回收率为88.23%的铜精矿和品位为32.13%、回收率为69.84%的硫精矿。对同类别含泥高硫混合铜矿选矿具有一定指导意义。     

河南某冶炼铜渣浮选回收铜的实验研究

河南某冶炼铜渣中铜含量为4.78％,具有很高的回收价值.针对该铜渣的性质,重点考查了磨矿细度、矿浆PH、捕收剂用量及流程结构等因素对该铜渣选铜的影响.实验结果表明:在磨矿细度为-43μm 80％,丁基黄药粗选用量60 g/t,扫选Ⅰ和扫选Ⅱ用量30 g/t的条件下,采用一粗两精两扫的浮选流程,闭路实验获得精矿铜品位为2...     

湖南某低品位硫化铜矿浮选试验

湖南某低品位硫化铜矿铜品位0.603%,铜主要以硫化铜的形式存在。为有效回收利用其中的铜,采用浮选法进行选矿试验。结果表明,原矿磨矿至-0.074 mm 70.82%,以碳酸钠为矿浆p H调整剂、丁胺黑药+丁基黄药为组合捕收剂,经1粗1精1扫、中矿顺序返回闭路浮选流程选别,可获得铜品位23.56%、回收率88.34%的铜精矿,达到铜精矿三级品要求,可供最终工艺流程的选择参考。     

某铜冶炼渣回收铜铁试验研究

为了合理开发利用福建某闪速炉法冶炼铜尾渣中的铜、铁等有价元素,实现铜渣的综合回收利用,针对渣中铜、铁嵌布微细及难以有效回收的问题,进行了磨矿—浮铜—弱磁选流程和磨矿—浮铜—弱磁选—重选（离心选矿机）流程比选研究。研究结果表明：当磨矿细度为-0.03mm90%时,采用1粗3精2扫、中矿顺序返回的闭路浮选流程,可获得铜品位12.34%、铜回收率24.79%的合格铜精矿;浮铜尾矿采用弱磁选工艺,可获得铁品位51.56%、铁回收率20.61%的铁精矿;浮铜尾矿采用弱磁选—重选工艺,可获得铁品位53.47%、铁回收率20.79%的铁精矿,达到了综合利用的目的。     

从冶炼铜渣回收铜铁的试验研究

介绍了铜渣中铜和铁的赋存状态,分析了影响铜渣中铜、铁回收的主要因素。对某铜业公司冶炼炉渣采用浮选与磁选综合回收铜、铁的工艺流程进行了试验,并取得了较好的指标。在磨矿细度为-0.037 mm占95.27%,通过一粗二扫再精选闭路流程,获得了铜品位46.36%、回收率83.63%的铜精矿;通过二段磨矿加入分散剂,获得了铁品位51.81%、回收率为30.88%的铁精矿。     

云南某低品位铜矿石中伴生金的强化回收

云南某低品位铜矿石铜、金品位分别为0.35%、0.114 g/t,现场以丁基黄药为捕收剂,在磨矿细度为-0.075 mm占74.30%的条件下浮选选铜,并使金在铜精矿中富集,获得的铜精矿铜金回收率分别为91.60%和45.70%。为提高金的回收效果,以现场工艺流程为基础,以提高金回收率为主要目标进行了浮选选铜试验。结果表明,在磨矿细度为-0.075 mm占80%的情况下,以Z-200+丁铵黑药为捕收剂,730A为起泡剂,采用1粗3精2扫、中矿顺序返回的闭路试验流程回收铜和金,最终获得的铜精矿铜品位为22.48%、含金4.53 g/t、铜回收率为92.85%、金回收率为56.30%。可见,以Z-200+丁铵黑药为捕收剂,不仅能显著提高铜精矿金回收率10.60个百分点,而且能小幅提高铜回收率1.25个百分点。     

某铜冶炼渣选矿工艺优化试验研究

在现场工艺流程试验的基础上, 对某铜冶炼渣选矿工艺流程和条件进行了优化试验。在粗磨细度-0.045 mm粒级占75%、丁基黄药为捕收剂、Na₂S为活化剂、中矿不再磨条件下, 闭路流程试验获得的铜精矿品位为34.47%, 回收率为92.61%。相比于现场工艺流程, 可简化工艺流程, 降低生产成本, 提高浮选指标, 增加总效益。     

云南某铜冶炼渣浮铜试验

云南某铜冶炼渣铜、铁含量较高,含铜0.62%、含铁35.58%,主要含铜矿物为黄铜矿、蓝铜矿和辉铜矿,铜矿物与主要脉石矿物橄榄石等嵌布关系复杂,嵌布粒度细微,属于难选二次铜资源。为了回收该二次资源中的铜,对选铜工艺进行了研究,确定的磨矿细度为-0.074 mm占96.50%,铜粗选丁铵黑药+丁基黄药用量为300+100 g/t、Na₂CO₃用量为4 kg/t、冰铜用量为15 kg/t;采用1粗1扫2精、中矿顺序返回流程对试样进行选别,最终获得的铜精矿铜品位为21.30%、铜回收率为86.20%。试验研究表明,对这种微细粒嵌布的硫化铜矿物,以冰铜为“载体”进行“载体”浮选对获得理想的分选指标发挥了重要作用。     

赞比亚某铜渣选矿工艺探索

为了回收赞比亚某冶炼铜渣中大量的有价金属铜,在实验室展开了该铜渣的工艺矿物学与选矿工艺探索。试验在原矿磨矿细度-0．074 mm占85% ,进行1次粗选3次扫选2 次精选,在闭路工艺流程条件下,获得铜精矿品位为25.64%,回收率为70.74 %的合格铜精矿。     

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。     

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。     

提高德兴铜矿泗洲选矿厂铜回收率的途径

针对德兴铜矿低品位矿石(铜品位0.31%)难磨难选的特点,在矿石性质分析的基础上开展了浮选试验研究。矿石黄铜矿主要呈浸染状分布,部分呈细小粒状分布于脉石中或被脉石包裹,少量黄铜矿与黄铁矿毗邻嵌布。全流程闭路浮选结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占61.60%,粗选石灰调矿浆pH值为8.0时,以Mac-12+丁黄药为捕收剂,经1粗2扫铜硫混合浮选,粗精矿再磨至-0.037 mm占68%,经1粗2精2扫铜硫分离浮选,获得的铜精矿铜回收率和品位分别为85.56%、27.27%,较现场当班铜精矿铜品位提高了1.68个百分点,铜回收率提高了3.95个百分点。提高矿浆pH值或优化捕收剂配比可改善粗选泡沫结构,提高浮选指标。     

云南某含金铜矿石自然pH下浮选试验研究

云南某含金铜矿石铜品位1.06%、金品位0.38 g/t、硫品位3.56%。为在回收铜的同时可以综合回收金等贵金属,在自然pH条件下进行浮选试验。结果显示:新型环保抑制剂D82在有效抑制黄铁矿的同时,还可以提高金的回收指标;在磨矿细度为-0.074 mm占75.5%条件下,以D82为抑制剂、Z-200为捕收剂,经1粗2精2扫铜浮选,浮铜尾矿以硫酸铜为活化剂、丁基黄药为捕收剂,经1粗1精1扫选硫,闭路试验得到的铜精矿铜品位46.83%、金品位14.22 g/t、铜回收率93.22%、金回收率78.96%,硫精矿硫品位58.69%、回收率75.18%。以D82为抑制剂可以在自然pH条件下实现抑硫浮铜,对伴生贵金属的硫化矿浮选具有借鉴价值。     

从炼铜水淬渣中浮选回收铜的试验研究

对湖北某铜冶炼厂的炼铜水淬渣(含铜1.06%)进行了浮选回收铜的试验研究。考察了磨矿粒度、矿浆浓度、pH值以及药剂用量等因素对炼铜水淬渣铜的浮选指标的影响。实验表明, 当磨矿粒度-0.074 mm占95%、矿浆浓度为30%、pH值为7.0、捕收剂(丁铵黑药与丁基黄药按1∶1配制)、活化剂(硫化钠)、分散剂(六偏磷酸钠)的用量分别为240 g/t、800 g/t、800 g/t时, 粗选铜的回收率为64.65%, 粗精矿铜的品位达到4.54%。     

某铅锌浮选尾矿有价金属浮选综合回收

以某铅锌浮选尾矿为研究对象,采用"尾矿再磨—铅锌混合浮选—活化选锌"工艺对原尾矿中的有价金属元素进行综合回收试验研究。结果表明,在磨矿细度-74μm占82%的条件下,以乙硫氮和丁基黄药为铅锌混合浮选捕收剂,锌浮选采用硫化钠和硫酸铜活化,以丁基黄药和异戊基黄药为捕收剂,开路试验所得浮选产品中铅锌混合精矿中铅、锌的回收率分别为36.4%和18.0%,锌粗精矿中锌的回收率达到57.6%,原尾矿中有价金属元素得到了有效回收。     

某铜铅锌多金属硫化矿浮选试验研究

云南某铜铅锌多金属硫化矿铜品位0.45%、铅品位3.18%、锌品位4.21%,含银30.10 g/t,有用矿物以黄铜矿、闪锌矿、方铅矿等为主。黄铜矿与闪锌矿相互交代连生或混染包裹,铜、锌矿物粒度粗细不均。85.11%的铜以原生硫化铜的形式存在,铅、锌也均主要赋存于硫化矿中。浮选试验结果表明,在磨矿细度-0.074 mm 80%的条件下,以CaO+Na2S+Na₂SO₃+ZnSO₄作调整剂、异丙基黄药作捕收剂、730A作起泡剂,1粗3精2扫铜铅混合闭路浮选可获得产率650%,铜品位5,20%、铅品位43.64%,铜回收率75.11% 、铅回收率93.00%的铜铅混合精矿;铜铅混合尾矿以CuSO₄作活化剂、丁基黄药作捕收剂经1粗2精2扫闭路流程选锌可获得产率7.60%、品位46.94%、回收率85.76%的锌精矿;铜铅混合精矿经1粗1精分离浮选可获得品位42.23%、回收率8638%的铅精矿和品位27.65%、回收率61.88%的铜精矿;铜、铅、锌精矿指标均达到相应的产品质量标准,并综合回收了银。试验结果可为该矿石的开发利用提供技术参考。