某缓冷渣包中不同区域铜渣的浮选试验研究

采用某铜冶炼企业的选矿现场浮选工艺流程,对渣包中不同区域的铜渣分别进行浮选试验,研究渣包缓冷区域对铜浮选回收率的影响。结果表明:渣包内部的闪速炉渣浮选铜回收率为89.54%,尾矿品位为0.16%;中部炉渣的铜回收率为87.53%,尾矿品位为0.26%;外部炉渣的铜回收率为73.52%,尾矿品位为0.45%。在同一渣包中,铜渣浮选铜损失主要集中在渣包外部的铜渣,以现场的渣包体积进行计算,渣包外部铜渣的铜损失占总损失的70.22%。通过显微分析,造成渣包外部区域浮选指标较差的主要原因是渣包外部的炉渣含铜物质嵌布粒度较细,较细颗粒不能得到有效的单体解离,进而影响浮选指标。     

铜炉渣的强化浮选试验研究

针对云南某冶炼厂的铜炉渣,其含铜2.21%,铜主要以硫化铜、氧化铜和金属铜形式赋存。对该铜炉渣采用细磨后,利用Z-200和烃油类药剂KYY进行强化捕收浮选,分析讨论了磨矿细度、药剂种类及用量和扫选次数对铜浮选回收的影响。试验结果表明,当磨矿细度为-45 μm占90%时,采用KYY作为辅助捕收剂与Z-200组合使用,浮选闭路试验获得品位为24.82%、回收率为88.03%的铜精矿产品,选别指标较好。     

山西某铜冶炼渣浮铜药剂制度优化研究

山西某铜冶炼渣Cu含量3.71％,硫化铜占总铜的88.32％,金属铜、氧化铜及其他铜分别占总铜的5.71％、3.26％、2.71％,铜矿物主要以细粒级连生体的形式存在.为实现降本增效的目标,进行了浮选药剂优化研究.结果表明,采用优化后的药剂制度,试样在一段磨矿-74μm占65％的情况下1次快速浮选,快速浮选尾矿再磨至-...     

内蒙古某含银混合铜矿石选矿试验研究

内蒙古某含银铜矿石,由于其铜氧化率达20.16%,采用常规浮选工艺回收率较低。针对这种情况,采用优先浮选硫化铜后浮选氧化铜的原则流程,以丁基黄药与Z200质量比为3 GA6FA 1的组合捕收剂为硫化铜的捕收剂,以Na₂S为氧化铜调整剂,采用丁基黄药与羟肟酸钠混合捕收剂为氧化铜捕收剂。在磨矿细度为-0.074 mm占80%的条件下进行闭路试验,硫化铜经1次粗选和2次扫选,氧化铜经1次粗选1次扫选,所获得的硫化铜和氧化铜粗精矿混合产物经过4次精选,最终可获得铜品位为19.18%、银品位为2 308 g/t,铜回收率为80.90%、银回收率为81.03%的铜精矿产品。      

玉龙铜矿Ⅰ号矿体混合矿石选矿试验

为了给西藏玉龙铜矿Ⅰ号矿体的开发提供依据,对该矿体各矿带矿石组成的混合矿石进行了选矿试验研究。针对矿石中除铜外还伴生有钼、铜以硫化铜和氧化铜两种形式存在、钼主要以硫化钼形式存在的特点,试验采用硫化铜钼混合浮选-分离浮选、混浮尾矿再浮选氧化铜的工艺流程,最终获得了铜品位为18.13%、铜回收率为79.31%的综合铜精矿和钼品位为45.97%、钼回收率为79.39%的钼精矿。     

云南某低铜电炉渣综合回收铜的浮选试验研究

云南某铜冶炼渣含铜量0.82%,铜渣中的铜组分主要是以次生硫化铜和原生硫化铜的形式存在，氧化铜含量较少。为了综合回收该二次资源中的铜，解决该选矿厂尾矿品位偏高的问题，进行了大量条件试验研究。研究发现不同物相的铜之间存在可浮性和浮选速度差异，因此采用一段快速浮选将部分易浮铜矿作为合格精矿选出，再对快速浮选的尾矿进行活化捕收，不仅简化了浮选流程，且使资源得到了充分利用。条件试验结果表明，在一段磨矿细度-45μm含量占90%,组合捕收剂乙基黄药40 g/t+Z-200 40 g/t、活化剂硫化钠200 g/t、分散剂水玻璃400 g/t的条件下，浮选指标最优。全流程闭路试验结果表明，采用两段粗选两段精选两段扫选的浮选工艺流程，可得到铜品位22.64%、回收率77.03%的合格铜精矿，尾矿品位最终降为0.182%。     

转炉渣中有价元素回收试验

转炉渣主要有用元素铜含量为4.01%,铜主要以硫化铜形式存在,分布率为46.01%。以丁基黄药与丁胺黑药为捕收剂,2~#油为起泡剂,在磨矿细度为-0.074 mm占81%,粗选尾矿再磨至-0.044 mm占85%后,经1粗2精2扫浮选闭路试验,获得的精矿铜品位为23.01%、回收率为94.79%。浮选尾矿经1粗1精强磁选,获得的铁精矿铁品位为60.96%。试验结果可以为该转炉渣的综合利用提供技术支持。     

云南某低品位硫氧混合铜矿浮选试验研究

云南某低品位硫氧混合铜矿铜含量为1.03%,是主要有价金属,其中硫化铜占有率为71.67%,氧化铜占有率为28.33%,二氧化硅和氧化钙含量分别为43.26%和12.66%,硅酸盐和碳酸盐是主要的脉石矿物。通过系统的试验研究,确定采用异步浮选—分段硫化工艺,先选硫化铜再选氧化铜,硫化铜浮选采用丁基黄药作为捕收剂,石灰作为精选抑制剂,氧化铜浮选采用丁基黄药+丁铵黑药作为捕收剂,硫化钠为硫化剂,CMC作为精选抑制剂。两段粗选作业均不加抑制剂保证铜回收率,精选作业加入抑制剂提高铜品位,最终可获得铜品位为18.95%,铜回收率为66.27%的硫化铜精矿和铜品位为20.11%,铜回收率为19.87%的氧化铜精矿,铜总回收率为86.14%。     

云南某铜矿石浮选试验

云南某铜矿石铜品位为2.54%、银品位为76.24 g/t,有害元素砷含量低。矿石中以游离氧化铜形式存在的铜占总铜的42.31%;以结合氧化铜形式存在的铜占总铜的10.84%,这部分铜较难回收;以原生硫化铜形式存在的铜占总铜的38.58%,这部分铜较易回收。为开发利用该矿石,对其进行了选矿试验研究。结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm占78.91%条件下,以碳酸钠为调整剂、水玻璃为脉石抑制剂、丁基黄药为捕收剂、2号油为起泡剂经1粗3精流程进行硫化铜浮选,硫化铜浮选尾矿以D²为活化剂、硫化钠+硫酸铵为调整剂、丁铵黑药+异戊基黄药为捕收剂、2号油为起泡剂经1粗3精2扫氧化铜浮选,获得了铜品位为21.16%、铜回收率为78.70%、银品位为568.35 g/t、银回收率70.38%的铜精矿,可以为该矿石资源的开发利用提供技术依据。矿石中含有10.84%的结合氧化铜是造成精矿铜回收率较低的原因。     

赞比亚谦比希西矿体铜矿优先浮选试验研究

赞比亚谦比希西矿体铜矿矿物种类多,Cu、Fe、S和Al2O3含量分别为1.69%、3.94%、1.61%和14.70%,属高铝复杂难选铜矿。为给该矿石浮选工艺确定提供依据,对西矿体矿石进行了浮选工艺研究。试验确定采用先选硫化铜矿再选氧化铜矿的优先浮选工艺流程。以水玻璃为矿浆分散剂、氧化钙为抑制剂、丁基黄药为捕收剂、2#油为起泡剂,进行硫化铜浮选,硫化铜浮选尾矿以硫化钠为活化剂、丁胺黑药+丁基黄药为混合捕收剂,进行氧化铜浮选,硫化铜与氧化铜浮选粗精矿混合后经3次精选,闭路试验可获得铜品位22.75%、铜回收率71.89%的浮选铜精矿,以及铜品位0.49%的浮选尾矿。     

澳斯麦特炉渣选铜工艺研究与生产实践

某公司澳斯麦特炉渣中的铜主要为硫化铜,其次为少量的金属铜,还有微量的氧化铜、易溶铜盐和其它铜。铜矿物嵌布粒度细且不均匀,呈粒状、浸染状、星点状分布。通过缓冷工艺、磨矿和浮选药剂等的试验研究,确定了两段磨矿分级后进行铜浮选的原则流程,并在原诺兰达炉渣磨浮生产工艺基础上进行技术改造。澳斯麦特炉渣选铜多年生产实践的结果表明,当原渣品位1.152%时,获得的精矿品位19.31%,尾矿品位0.243%,选铜回收率79.91%,生产实践取得成功。     

铜冶炼渣选矿试验研究

本文以缓冷电炉渣和转炉渣混合形成的典型铜渣为研究对象,通过研究混合铜渣中的矿物组成、元素赋存状态、嵌布特性等确定了铜渣分选的理论基础。并在铜渣物化性质分析的基础上研究了不同种类的调整剂、捕收剂和起泡剂对铜渣浮选的影响,确定了该混合铜渣浮选适宜的药剂制度为磨矿细度-48um 85%,硫化钠400g/t、石灰500g/t、丁基黄药+Z-200为 150g/t+40g/t、2#油140g/t的条件下,获得了Cu品位24.26%的精矿和0.207%的浮选尾矿,铜回收率达到92.78%,铜渣中的铜金属得到了有效回收利用。     

铜冶炼炉渣混合浮选工艺研究及生产实践

针对楚雄滇中有色金属公司铜冶炼过程产生的电炉渣、转炉渣进行了混合浮选研究。混合渣含铜1.710%,磨至细度为-50μm占90%后进入浮选作业,通过两次粗选、两次扫选、粗精矿不磨三次精选的工艺流程,可获得铜精矿品位为21%,尾矿品位0.28%以下,回收率85%以上的工艺指标。在实际生产中,通过对工艺流程的改造,又进一步优化了浮选指标。     

刚果(金)某氧化铜精矿还原熔炼渣型优化实验

刚果（金）某地区经浮选得到的氧化铜精矿,含铜28.39 %,矿石中的铜主要赋存在孔雀石中。在实际生产中,采用鼓风炉还原熔炼处理该类氧化铜精矿,存在熔炼温度较高、氧化钙添加量大、熔炼渣含铜偏高的问题,为此,进行渣型优化实验研究,考察了还原焦比、CaO:SiO2比和氧化亚铁加入量对氧化铜精矿还原熔炼的影响。结果表明,在还原熔炼时,焦比主要影响粗铜产率和铜回收率,CaO:SiO2主要影响渣中铜含量,熔炼温度是影响渣黏度的主要因素。在还原焦比为5 %,选择酸性熔炼渣型,渣中CaO:SiO2为0.4-0.55,FeO:SiO2为0.13条件下,渣含铜可降至0.4 %以下,铜回收率在98 %以上。     

从工艺矿物学分析转炉渣选矿存在的问题及对策

铜冶炼的转炉渣是重要的二次金属资源,基本采用浮选法回收。由于其性质复杂,特别是随着铜冶炼工艺的进步,渣中铜的硫化物越来越减少而氧化物越来越增加,加上转炉渣冷却方式等因素的影响,导致转炉渣的性质更为复杂难选。通过对转炉渣的工艺矿物学研究,为改进选矿工艺提供了科学依据,提高了选矿指标。     

广东某含铜污泥冶炼渣富集工艺研究

某含铜污泥冶炼渣（以下简称铜渣）含铜3.50%,铜主要以金属铜和铜镍锡合金的形式存在,含铜物质嵌布粒度粗细不均匀,其中-0.01mm难选粒级占55%左右。对该铜渣开展浮选工艺研究,考察了磨矿细度、粗选pH和丁基黄药用量等条件对浮选指标的影响,并进行了全粒级浮选和筛分—浮选流程的开路对比试验。结果表明,在磨矿细度为-0.075 mm占85.76%的条件下,以丁基黄药为捕收剂,松醇油为起泡剂,全粒级开路浮选最终可获得铜品位为20.56%、铜回收率为65.98%的铜精矿;而筛分—浮选最终可获得铜品位15.65%、铜回收率56.52%的浮选铜精矿和铜品位22.56%、铜回收率18.63%的+0.15 mm产品,铜的综合回收率达75.15%,尾矿铜品位降低至0.49%。全粒级闭路浮选中矿易累积,而筛分—浮选闭路试验流程稳定,最终+0.15 mm产品和浮选精矿的综合铜回收率为85.15%、铜品位为11.90%,满足回炉冶炼要求。     

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。     

浮选回收某缓冷铜冶炼渣中的铜

某闪速炉缓冷铜渣含铜1.01%,主要有用矿物为斑铜矿、辉铜矿和黄铜矿,主要脉石矿物为辉石、玻璃质和磁铁矿等。为了实现其中铜的高效回收,在工艺矿物学研究的基础上,对其进行了浮选选铜试验。结果表明,在磨矿细度为-0.045 mm占90%的情况下,采用2次粗选（一次粗选直接获得高品位铜精矿）、3次精选、2次扫选流程,其中一段硫化铜粗选的捕收剂BK-908用量为20 g/t、起泡剂2#油用量为20 g/t,二段硫化粗选的捕收剂EP用量为40 g/t、矿浆pH调整剂石灰用量为500 g/t、硫化剂硫化钠用量为250 g/t、起泡剂2#油用量为30 g/t,最终获得了铜品位为17.77%、铜回收率为89.38%的铜精矿。     

铜吹炼渣侧吹贫化新工艺研究

提出把传统的P-S转炉改造为具有将燃料喷射进炉膛保温和固体还原剂从风口喷入熔池功能的还原转炉,创造弱还原气氛处理铜吹炼渣的新工艺。研究结果表明,该工艺能耗低,Fe3O4还原彻底,铜回收率高。处理50 t含Fe3O4为41%的吹炼渣,当控制炉温为1250℃、煤基还原剂输送速率为30 kg/min、渣中Fe/SiO2=1.25时,可将渣中的Fe3O4降至5%以下。工业验证性试验表明,用此工艺处理50 t含Fe3O4为46%的转炉渣,经过还原后弃渣含Cu 0.34%、含磁性氧化铁3.55%,铜的回收率为89.4%。     

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。