高含碳锌窑渣中Cu和Ag的综合回收

云南某锌窑渣Cu含量1.47%,Ag含量312 g/t,同时,窑渣中碳含量高达23.12%,为综合回收其中的Cu、Ag等有价金属进行了选矿试验研究.对浮选条件试验进行了研究.确定了最佳浮选条件并在此基础上进行了浮选闭路试验,结果表明,采用单一浮选工艺处理该窑渣Cu、Ag很难富集,铜精矿品位较低,并最终确定了"脱碳浮选—铜浮选—铜精矿浸出"的联合工艺流程,得到最终铜精矿Cu品位为11.83%,铜精矿含Ag品位为2 616 g/t,Cu、Ag的综合回收率分别为72.03%和75.06%,达到了综合回收窑渣中Cu、Ag的目的.采用联合工艺流程处理该窑渣避免了单一浮选工艺的局限性,极大地提高了铜精矿的品位.     

贵州某地混合铜矿选矿试验研究

对贵州某地混合铜矿石进行了选矿试验研究。原矿入选品位Cu 1.27%、Ag 3.80 g/t,含As 4.46 g/t,铜氧化率为23.87%,属混合铜矿。根据矿石性质,分别拟定并开展了"氧硫混选""氧硫分选"和"浮选—尾矿酸浸"3种选铜工艺的探索对比试验,试验结果表明,"浮选—尾矿酸浸"是适宜的选铜流程。试验表明:1)在较佳的分选条件下,原矿经"浮选—尾矿酸浸"联合流程选别后,可获得铜精矿产率4.41%、Cu品味20.52%、回收率73.05%;浸液铜品位880.00 mg/L、浸出率14.16%,铜总回收率87.21%的技术经济指标。铜得到了回收利用。     

采用有机抑制剂进行无石灰铜硫分离及机理研究

研究了在低碱条件下淀粉、焦性没食子酸、水杨酸、单宁酸、乳酸等多种有机抑制齐j及它们之间的组合物对黄铜矿、黄铁矿可浮性的影响．选择焦性没食子酸＋单宁酸作为黄铁矿的高效抑制剂,进行铜硫人工混合矿的浮选分离试验和实际矿石的铜硫浮选分离试验,该工艺与传统的石灰工艺比较,铜精矿中的金的品位提高1．24g／t,回收率提高7．74％;银的品位提高4．56g／t,银的回收率提高6．18％;钼的品位提高0．145％,钼的回收率提高35．29％．最后对其作用机理进行分析．     

难处理高结合率氧化铜矿选冶联合工艺研究

采用选冶联合工艺对含铜1.53％、氧化率47.06％、结合率21.57％的高结合率氧化铜矿进行回收.原矿的砂光片分析结果表明,矿石中大部分铜矿物嵌布粒度极细,多呈星点状和不均匀浸染状分布,与硅、钙、镁、铝等脉石共生严重,导致浮游性较差.针对该矿石的特点,研究了工艺参数及流程结构对指标的影响,确定了“三次粗选—粗精矿再磨—三次精选”的硫化浮选工艺流程,获得了含铜品位为23.43％、回收率为53.72％的铜精矿.对尾矿的形貌及矿物组成表征发现：铜矿物呈细粒浸染状或被硅酸盐矿物包裹,导致这部分铜损失在尾矿中.在最佳的酸浸工艺条件下,对浮选尾矿进行酸浸试验,获得了相对原矿的浸出率为33.21％的试验指标;铜综合回收率为86.93％.     

从高炉瓦斯灰中分选铁和碳的试验研究

研究所用高炉瓦斯灰是炼铁过程中布袋除尘器收集下来的一种超细粉末状混合物.其含铁品位低,钾、钠、氟含量较高,严重制约其返烧结工艺.为寻求综合利用途径,从瓦斯灰中进行磁选铁和浮选碳的试验.试验结果表明,磁选铁的品位能达到48%,而浮选出的固定碳达到42.32%.     

某铜铅锌多金属硫化矿选矿试验研究

针对某铜铅锌多金属硫化矿原矿铜、铅品位较低,矿物共生关系复杂,易浮难分的特点,采用"铜铅混浮-浮锌"的简单工艺流程,铜铅混合粗选时使用亚硫酸钠+硫酸锌组合抑制剂、丁铵黑药+丁基黄药组合捕收剂,实验室小型闭路试验获得了铜铅混合精矿中铅品位21.67%,回收率75.68%,铜品位2.37%,回收率75.54%;锌精矿品位55.42%,回收率88.12%的选别指标,可有效实现铜铅锌的浮选回收。     

某铜铁矿选矿工艺研究

主要针对某铜铁矿矿石性质,研究其选矿工艺流程,最终确定选铜回路采用浮选工艺流程,浮选药剂为石灰和丁基黄药;选铁回路采用磁选工艺流程方案。最终铜精矿品位为20.53%、回收率94.50%,铁精矿品位58.54%、回收率72.30%,获得了较好的试验指标。     

氧化铜矿浮选工艺

为有效回收氧化铜矿石中的铜矿物,采用硫化-黄药浮选工艺对某氧化铜矿石进行浮选试验研究.考察了磨矿细度、药剂制度等工艺条件,并进行闭路试验.结果表明采用复合调整剂,复合捕收剂,经两次粗选、两次精选、三次扫选,磨矿细度为-0.074 mm 65%的工艺流程,闭路试验获得的铜精矿Cu品位为20.72%,Cu回收率为94.67%;Au、Ag的回收率分别为81.05%、46.67%.     

云南某低品位高结合率氧化铜矿选冶联合试验研究

云南某难选铜矿石属低品位高结合率氧化铜矿,采用选冶联合工艺实现了对该铜矿的高效回收.浮选试验研究表明,磨矿细度为-0.074 mm占80%,调整剂水玻璃用量800 g/t,组合捕收剂丁黄药+异戊黄(1∶1)用量240 g/t,铜回收指标最佳,经二粗二精闭路试验获得的铜精矿中铜品位9.17%,回收率17.76%.浮选尾矿经磁选除铁,磁选尾矿采用硫酸浸出,当磨矿细度为-0.045 mm占54%,硫酸用量60 kg/t,液固比3∶1,转速250 r/min,浸出温度45℃,浸出时间2h时,铜浸出率为81.88%,铜的综合回收率达86.55%.     

含硫低品位锡尾矿的综合利用

某低品位锡尾矿中锡和硫的品位分别为０．２７％和５．０７％,具有综合回收价值,锡和硫在－０．０２５ ｍｍ粒级的分布率分别为６１．６４％和７６．７４％,综合回收难度较大. 试验结果表明,摇床和磁选均没有显著地选别效果,浮选则可以较好地达到选别的目的;选别工艺上,可先使用浮选预先脱硫,脱硫后进一步选别锡;相对于摇床,浮选能更有效地回收锡;硫化矿的存在会显著影响锡的选别,较为彻底的脱硫可改善锡的浮选指标;使用三段浮选脱硫工艺,硫的脱除率可达９０％以上;脱硫的过程中会损失部分的锡,可通过对硫粗精矿再磨后,完成锡和硫的进一步分离;通过浮选闭路流程,最终可获得硫品位和回收率分别为４２．７１％和８９．８４％的硫精矿,以及锡品位和回收率分别为３．１６％和６０．３７％的锡精矿.