从炼铜厂炉渣中回收铜铁的研究

针对铜转炉渣中铜铁硅矿物紧密共生、呈细粒不均匀嵌布及渣硬度高、难磨的特点,进行了多种磨矿与选别流程组合的对比试验,最后选用磨矿(-0.043 mm 79.6%)-浮选-磁选-浮选中矿与磁性矿合并再磨(-0.040 mm 99.32%)-再浮-再磁的阶段磨矿阶段选别的流程,其中第一段磁选精矿再磨是铁硅单体分离获得合格铁精矿的关键.在转炉渣含铜1.58%(硫化铜和金属铜占78.68%)、含铁53.54%(磁性氧化铁占28.53%)的情况下,获得铜精矿品位19.82%,回收率85.48%的选铜指标,同时综合回收了渣中磁性氧化铁,得到铁品位62.525%、回收率35.02%、含SiO2 9.94%的合格铁精矿.     

某低品位铁矿选矿试验研究

对某低品位难选氧化铁矿进行了阶段磨矿-弱磁-强磁-阴离子反浮选试验研究。首先在磨矿粒度-0.074 mm粒级占65%的条件下通过预先作业抛尾, 因矿石中有用矿物嵌布不均匀, 粒度较细, 选择对粗精矿进行再磨。再磨后的强磁精矿单独反浮选得到浮选精矿与再磨弱磁精矿混合得到最终铁精矿。全流程试验获得了铁品位为61.53%、铁回收率为63.31%的混合铁精矿。     

国外某低品位微细粒磁铁矿石选矿工艺研究

国外某铁矿石铁品位为31.92%、SiO₂含量为46.44%,矿石矿物嵌布粒度微细。为探索在较粗磨矿细度条件下获得高质量铁精矿的高效选矿工艺,对其进行了选矿流程试验。实验室试验结果表明：采用阶段磨矿-弱磁选-磁选柱分选工艺,当磨矿细度达到-0.043 mm占95%时,才能获得铁品位大于68%、硅含量小于5%的高质量铁精矿;而采用阶段磨矿-弱磁选-反浮选工艺,当磨矿细度放粗至-0.076 mm占90%时,即可获得铁品位大于68%、硅含量小于5%的铁精矿,且可减少三段磨矿量45%以上。扩大连续试验结果表明,原矿经两段阶段磨矿 （-0.076 mm占90%）-弱磁选-反浮选-反浮选尾矿脱水后再磨（-0.038 mm占95%）再选流程选别,可获得精矿铁品位68.12%、SiO2含量4.59%、铁回收率70.02%、磁性铁回收率96.83%的指标,实现了该矿石的高效分选。     

新疆某高硅低品位赤铁矿石选矿试验

对新疆某高硅低品位难选赤铁矿石采用阶段磨矿、阶段高梯度强磁选-反浮选原则流程进行了开发利用工艺技术条件研究。结果表明,用磨矿-强磁粗选-粗精矿再磨-强磁精选-强磁精矿1粗1精反浮选、精选尾矿返回流程处理,可获得铁品位为61.10%、铁回收率为65.63%的铁精矿。     

大冶有色金属公司诺兰达炉真空缓冷贫化包子冷却炉渣选矿工 …

对诺兰达炉包子冷却米渣的工艺矿物特性进行了研究,采用粗磨粗选,粗选尾矿扫选抛尾,粗精矿再磨精选的流程,可以得以铜品位为２１．５５,回收率为７８．２８％,尾矿品位为０．２０％的好指标;选铜尾矿磁选,可以得到铁品位为５９．６７％的铁精矿,回收率为３１．９０％,达到了攻关目标。     

甘肃某铁矿选矿工艺的研究

甘肃某铁矿为赤铁矿矿床，为了提高铁精矿品位及回收率，在细磨的条件下，采用高梯度磁选处理该矿石．当给矿铁品位50．82％，磨矿细度94．01％-0．043mm时，经一粗、一扫、一精、中矿集中再选的工艺流程选别，最终获得铁精矿品位62．03％、回收率68．78％的选别指标．     

金口岭铜矿转炉渣选铜工艺技术特点及生产实践

根据铜陵金隆铜业有限公司转炉渣的性质，从转炉渣选铜工艺流程的试验研究入手，提出两段磨矿、阶段浮选、中矿返回二段磨矿的转炉渣选铜工艺流程，并介绍了该工艺流程具有的主要技术特点。经一年来的工业调试及生产实践，获得了较好的选矿技术经济指标：原渣铜品位2．964％，精矿铜品位27．63％，铜回收率87．83％，共处理转炉渣48547t，生产铜精矿4573t，产值达1680万元。通过对工业生产结果的分析，在流程考察及产品粒级考察的基础上．提出缓慢冷却是转炉渣选矿的关键，细磨是提高选别指标的关键。     

广东某铜硫矿铜硫综合回收选矿流程试验研究

对广东某低铜高硫含钨铜硫矿进行了选矿小型试验研究。采用磁选-浮选联合流程, 原矿磨矿至-0.074 mm粒级占75%后进行弱磁选, 弱磁尾矿选铜, 选铜尾矿再浮硫, 最终可获得硫品位37.10%、硫回收率38.11%、铁品位56.64%的磁性精矿, 铜品位18.81%、铜回收率88.38%的铜精矿和硫品位42.35%、硫回收率53.04%的硫精矿。     

甘肃肃北某铁矿可选性试验研究

甘肃肃北某铁矿嵌布粒度细,铁矿物分布粒度小于70μm;矿石中磁性铁矿物占64.29％,弱磁性铁矿物占30.68％,这给铁矿物的有效分选带来难度.针对该矿石特点,创新性的采用“三段磨矿-弱磁选-中矿强磁抛尾后焙烧-再磨弱磁选”的工艺流程进行选铁试验,结果为:铁精矿品位63.50％、回收率52.73％,铁富集物品位41.85％、回收率28.87％.尾矿品位降至8.25％.     

金山店铁矿选铁工艺优化试验研究

武钢金山店铁矿选厂采用自磨-球磨-弱磁选流程选铁，存在能耗大，不适应矿石性质变化，铁精矿铁品位偏低、硫含量偏高等问题。为此，在矿石性质研究的基础上，采取预选抛尾、增加细筛、浮选脱硫等措施，针对-15mm自磨排矿进行了选铁工艺的优化试验，结果表明，新的分级预选-球磨-磁选-细筛-脱硫浮选工艺流程可取得铁精矿TTe品位68.37％、含硫0．06％、铁回收率85．16％的优异指标，并可极大地减少球磨矿量，有利于节能降耗。     

铁多金属矿综合回收铁铜硫选矿工艺研究

铁多金属矿含铁47.79%、含铜0.066%、含硫2.05%, 通过“弱磁粗选-再磨-浮选脱硫-弱磁精选”流程选铁、“铜硫混浮-脱泥脱药-再磨-铜硫分离”流程回收铜和硫, 在一段磨矿-0.075 mm粒级占50%, 铁粗精矿、铜硫粗精矿再磨-0.075 mm粒级含量均为80%条件下, 可获得铁精矿铁品位66.63%、含硫0.069%、含铜0.0072%、铁回收率为92.41%, 铜精矿铜品位20.25%、含铁26.84%、含硫27.80%、铜回收率为52.16%, 硫精矿含硫44.00%、含铁43.04%、含铜0.15%、硫回收率为78.72%, 实现了铁、铜和硫的综合回收。     

某铁矿及伴生铜锌矿物的回收试验研究

某铁矿含铁25.78%、含铜0.24%、含锌0.33%,铁矿物品位低、嵌布粒度细,采用一次性磨矿-磁选的选矿工艺,难以获得品位大于60%的铁精矿,伴生的低品位铜、锌矿物也一直未能有效回收。本文采用再磨-弱磁选-浮选的选矿工艺,对该矿石进行了铁、铜、锌的综合回收试验研究。结果表明:采用磨矿细度-0.074mm含量75.25%、再磨细度-0.043mm含量95.30%的铁粗精矿再磨-磁选工艺回收铁矿物;石灰、水玻璃、硫化钠为调整剂,DY1和乙黄药为组合捕收剂浮选回收铜矿物;硫酸铜为活化剂、丁黄药和2~#油为组合捕收剂浮选回收锌矿物,获得了铁精矿品位66.02%、回收率80.22%,铜精矿品位19.03%、回收率55.60%,锌精矿品位48.20%、回收率65.88%的试验指标,使该矿石中的铁矿物、伴生铜矿物和锌矿物均得到了有效的回收,为提高难选低品位铁资源综合利用率的研究提供了技术借鉴。     

广东某含硫铁低品位铜矿石选矿工艺研究

广东某含硫铁低品位铜矿石主要有用元素铜、硫、铁品位分别为0.51%、27.68%、34.07%。铜赋存状态复杂,以次生硫化铜形式存在的铜占总铜的54.91%,水溶性铜占总铜的26.39%,采用常规浮选方法选别铜回收率低。为探索该矿石中铜、硫、铁的高效分选工艺,对其进行了选冶工艺研究。结果表明：原矿磨细至-0.074 mm占72%时,采用pH=3的硫酸溶液为浸出剂,在液固比为4 mL/g、搅拌转速为1 400 r/min、浸出时间为24 h条件下浸铜,可以获得铜浸出率为93.33%的指标;铜浸渣经自来水搅拌洗涤至pH=6以后,以丁黄药为捕收剂、2号油为起泡剂,经1粗1扫硫浮选,可获得硫品位为48.44%、对铜浸渣回收率为95.57%的高品质硫精矿;浮硫尾矿在磁介质为Φ2 mm棒介质、脉动冲程为16 mm、冲次为280次/min、背景磁感应强度为0.6 T条件下,经1次高梯度强磁选选铁,可获得铁品位为51.42%、对铜浸渣回收率为17.02%的铁精矿。以上试验结果说明,采用铜浸出-硫浮选-铁磁选的工艺流程可以实现矿石中铜硫铁的有效分离。     

西藏某高铁铜矿中有价金属的利用方案

为了回收西藏某高铁铜矿的铜与铁等有价元素,进行了先磁选后浮选与先浮选后磁选两种选矿试验方案的比较,最终确定采用先浮选后磁选的工艺流程。进一步进行条件试验并确定药剂制度后,在磨矿细度为-0.074mm占80%、石灰用量为4000g/t、水玻璃用量为1000g/t、丁黄药用量为120g/t的情况下,取得铜品位为21.61%、铜回收率为93.89%的铜精矿与铁品位为55.95%、铁回收率为38.86%的铁精矿,有效实现了资源的利用。     

新疆某低品位细粒磁铁矿选矿工艺研究

为给新疆某低品位细粒磁铁矿的开发利用提供合理的选矿工艺,针对矿石性质的特点,进行了阶段磨矿、阶段弱磁选工艺和阶段磨矿、阶段弱磁选、阳离子反浮选工艺试验。结果表明：①采用3段磨矿、4次弱磁选的阶段磨选工艺流程处理该矿石,在三段磨矿细度为-0.038 mm占95.18%的情况下,可获得铁品位为66.48%、铁回收率为78.79%的铁精矿;采用2阶段磨矿弱磁选、弱磁精矿2阳离子反浮选、反浮选尾矿再磨-弱磁选抛尾后再返回反浮选的流程处理该矿石,在反浮选尾矿再磨细度为-0.038 mm 占96.34%的情况下,可获得铁品位为69.76%、铁回收率为78.51%的铁精矿。②单一弱磁选流程虽然简洁,但弱磁选、阳离子反浮选联合流程在最后一段磨矿量（相对原矿）显著下降22.99个百分点的情况下,最终精矿铁品位却大幅提高3.28个百分点。     

吸收脱硫铜渣磁选试验研究

针对铜渣"焙烧—磁选"回收利用工艺的不足,探究了一种"湿法烟气脱硫—磁选"工艺的可行性。通过对比分析铜渣和模拟脱硫渣的磁选效果,主要考察了磁场强度对两种渣中Fe的回收及其他有害元素脱除的影响规律。XRD结果表明脱硫渣中Fe主要以磁铁矿(Fe_3O_4)和铁橄榄石(Fe_2SiO_4)形式存在。磁选对脱硫渣中Fe的富集有显著作用,Si含量较低的磁铁矿进入粗精矿中,Fe品位可达50%以上,满足铁矿石产品标准(GB 32545—2016)中磁精矿五级标准。铜渣直接磁选后可达到与脱硫渣相近的效果,其粗精矿Fe磁选效果(46%)略低于脱硫渣(50%)。粗精矿中Si(5.5%)和Zn(1.1%)超标相比脱硫渣严重。综合考虑,铜渣经烟气脱硫后再进行磁选,其利用价值更高。     

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。      

某铜转炉渣中铜的浮选回收试验

某铜冶炼厂转炉渣含铜4.60%,是具有较高经济价值的二次资源。对该转炉渣进行选铜试验研究,采用硫氨酯作铜捕收剂,在-0.075 mm占90%的磨矿细度下,经1粗3精2扫选闭路浮选,获得了铜品位为32.46%、铜回收率为89.75%的铜精矿,为该转炉渣中铜的回收提供了技术依据。