某低品位铜金矿铜硫分离试验研究

我国的铜矿资源丰而不富,铜矿资源仍是国内短缺的矿种。实现低品位铜矿资源的高效开发和利用对我国铜业经济的稳定发展具有重要的意义。某低品位铜金矿石铜品位0.501%,含金0.4 g/t,硫品位3.88%。铜矿物以硫化铜为主,占总铜的96%,铜矿物嵌布粒度较细,且与黄铁矿致密共生。通过详细的浮选条件试验(磨矿细度、捕收剂用量、铜硫分离CaO用量及磨矿细度)和工艺流程试验(扫选次数和精选次数),最终采用了"阶段磨矿-混合浮选-铜硫分离"的浮选工艺,粗选磨矿细度为-0.074 mm 58.13%,矿浆的p H值约为6,添加100 g/t的硫酸铜为活化剂,采用丁基黄药和丁胺黑药为组合捕收剂,用量为300 g/t(丁基黄药:丁胺黑药=2∶1),铜硫分离的磨矿细度为-0.045 mm 82.45%,石灰的添加量为2 kg/t,采用一次粗选、两次扫选和三次精选的工艺流程可实现铜、金和硫的有效回收。闭路试验结果表明:铜精矿品位为19%左右,含金约9.5 g/t;铜和金的选矿回收率分别为Cu 78.16%和Au 50.90%。试验所采用的浮选工艺流程简单,生产成本低。可为下一步铜选厂的建设提供技术参考和决策依据。     

西藏某低品位铜钼矿浮选流程对比

西藏某矽卡岩型低品位铜钼矿中主要有用矿物为黄铜矿、辉铜矿以及辉钼矿,原生硫化铜和次生硫化铜共占总铜的95.54%,辉钼矿占总钼的88.06%。分别采用铜钼混合浮选、等可浮和快速浮选三种试验流程进行浮选流程对比试验。结果表明,快速浮选流程效果较好。采用快速浮选经两段磨矿(一段磨矿细度-74μm占63%、二段磨矿细度-74μm占70%)、一次粗选、四次精选、三次扫选、中矿顺序返回的闭路流程处理该矿石,所用混浮粗选捕收剂Flomin-C7446+煤油用量为15+20 g/t,矿浆调整剂石灰用量为200 g/t,起泡剂松醇油用量为15 g/t,最终获得铜品位27.73%、钼品位1.47%,铜回收率93.26%、钼回收率84.66%的铜钼混合精矿。     

基于正交试验的某浸渣氧化铜粗选条件优化

某浸渣中氧化铜浮选回收率较低,且药剂制度复杂,为优化粗选作业药剂制度并提高铜的回收率,研究采用正交试验方法对该浸渣的粗选作业进行了试验。结果表明:影响铜回收率的显著因素为硫化钠用量和磨矿细度。捕收剂配比,六偏磷酸钠用量以及乙二胺磷酸盐用量为不显著影响因素。粗选作业的最优条件为:磨矿细度-0.074 mm 90%,乙二胺磷酸盐用量为140 g/t,硫化钠用量为4000 g/t,捕收剂总用量为998 g/t,且丁基黄药:Y-89:萘羟肟酸为1:2:0.4,2#油用量为80 g/t,六偏磷酸钠用量为400 g/t。在此条件下,粗选作业铜的回收率可达51.23%。与现场粗选作业指标相比,铜的回收率提高了7.23%。该研究对从浸渣中回收氧化铜有重要的参考价值。     

康西铜冶炼渣回收铜可选性试验研究

为回收康西铜冶炼渣中的铜资源, 在实验室开展了浮选回收铜的试验研究。结果表明, 在磨矿细度-43 μm粒级占80%, 浮选矿浆浓度40%, 石灰用量1 000 g/t, 粗选硫化钠用量300 g/t、扫选1硫化钠用量100 g/t条件下, 采用一次粗选、二次扫选闭路浮选, 可获得铜品位27.64%、回收率94.25%的铜精矿。     

硫化浮选从某铜矿尾矿中富集铜的研究

简述氧化铜处理的现状,介绍某铜尾矿浮选的条件和结果,讨论磨矿细度,药剂用量对某铜尾矿浮选的影响。两次粗选、一次扫选、两次精选的开路试验结果表明,在磨矿细度为95%-74μm、硫化钠3000g/t、丁基黄药300g/t、羟肟酸80g/t、松醇油60g/t、pH值8.5左右、矿浆浓度30%、浮选时间20min的条件下可以得到品位18.63%的铜精矿,铜回收率53.28%,试验效果良好。     

含银铜硫矿石优先浮选工艺与混合浮选工艺对比试验

在工艺矿物学研究基础上，对某含银铜硫矿石进行了优先浮选与混合浮选工艺试验研究，经条件试验，确定了药剂制度并进行了实验室小型浮选闭路试验。试验结果显示，在磨矿细度-74μm占90%条件下，采用铜硫优先浮选工艺，经一次粗选两次精选两次扫选铜，可获得铜品位为20.17%、回收率为98.41%、银品位为277.9g/t、回收率为92.38%的铜精矿；经一次粗选两次精选两次扫选硫，获得硫品位37.11%、硫回收率43.76%的硫精矿。在磨矿细度-74μm占80%条件下，采用铜硫混合浮选工艺，经一次粗选三次精选两次扫选获得铜硫精矿，再经一次粗选一次精选一次扫选实现铜硫分离，铜精矿铜品位为20.03%、回收率为93.37%、银品位为259.5g/t、回收率为82.41%；硫精矿硫品位32.34%、硫回收率26.01%。优先浮选精矿铜、银品位及回收率高于混合浮选工艺，且优先浮选工艺过程稳定可靠，药剂制度简单，适合生产，对类似的含银铜硫矿石工艺流程的选择具有重要参考价值。     

某铜银矿浮选试验研究

某铜银矿矿石中有用组分铜含量低,伴生贵金属银含量较高,矿石成分较复杂,金属分布不均匀,含泥较高,氧化铜嵌布粒度较细,属难选氧化铜矿。试验研究了不同磨矿细度、药剂用量和工艺流程条件下的分选效果,结果表明:硫化矿、氧化矿混合浮选铜银矿药剂简单而且指标良好;当原矿磨矿细度达到-0.075mm占90.77%时,相对入选原矿量,在调整剂水玻璃用量500g/t、石灰用量500g/t、硫化剂硫化钠用量300g/t、捕收剂Y89黄药用量100g/t、戊基黄药用量100g/t、丁铵黑药用量80g/t、Z-200用量20g/t的条件下,采用"硫氧混浮一粗三扫三精"浮选流程,闭路试验得到的铜精矿品位为26.89%,铜回收率为89.39%;银精矿品位为2 320.30g/t,银回收率为88.35%。     

基于混料设计和响应曲面法的云南某铜尾矿选铋工艺参数优化

某铜选厂尾矿试样中铋品位为3.94%,铋主要以自然铋的形式存在,其次为黄铜矿、方铅矿中铋。针对试样性质特点,采用浮选工艺流程回收铜尾矿中的铋。为进一步优化浮选指标,首先以乙硫氮和丁基黄药用量为自变量,铋的回收率为因变量建立混料模型,确定组合捕收剂乙硫氮和丁基黄药的最优配比。在此基础上,利用中心复合设计进行响应曲面设计,以磨矿细度、硫化钠用量、碳酸钠用量、组合捕收剂用量为自变量,铋的回收率为因变量,建立4因素5水平数学模型。然后按模型设计试验进行1次粗选浮选试验,对试验结果进行方差分析,验证模型的可靠性。最后依据响应曲面法确定的最佳浮选条件进行“1粗3精2扫”浮选闭路试验。结果表明：①在磨矿细度为-0.074 mm占85%、氧化钙用量为4 kg/t、硫化钠用量为150 g/t、碳酸钠用量为900 g/t、25号黑药用量为100 g/t、组合捕收剂总用量为200 g/t的条件下,组合捕收剂乙硫氮和丁基黄药的最优配比为4∶1。②方差分析模型的P<0.05,磨矿细度和硫化钠用量对铋的回收率影响显著;响应曲面法确定的最佳粗选条件为磨矿细度-0.074 mm占86%、硫化钠用量140 g/t、碳酸钠用量750 g/t、组合捕收剂用量250 g/t,预测铋的最大回收率为83.77%,实际铋的回收率为83.85%。③根据响应曲面法确定的最佳浮选条件,采用“1粗3精2扫”的闭路浮选试验,获得精矿铋品位24.47%、铋回收率79.25%的铋精矿,铋回收率较原浮选闭路流程提高近2个百分点。研究结果表明混料设计和响应曲面法可用于优化铋浮选的工艺参数,具有较高的可信度。     

组合捕收剂浮选低品位铜矿的试验研究

采用化学多元素分析、XRD和SEM-EDS等技术对该铜矿的矿物组成和微观结构进行表征,研究表明:该铜矿中主要的有价元素为铜和银,含量分别为0.31%、20.51 g/t;铜主要赋存于黄铜矿中,未发现银的独立矿物,银可以作为综合回收的对象。在工艺矿物学研究基础上,对铜矿进行了组合捕收剂浮选试验研究,通过磨矿细度试验,捕收剂种类、用量及配比试验,确定了磨矿细度为-0.074 mm占85%,BK320+Z-200组合作为捕收剂,综合用量为80 g/t,配比为3∶1。通过"一次粗选、一次扫选、三次精选"的浮选工艺流程,可获得铜、银品位分别为17.21%、652.47 g/t,回收率分别为77.65%、45.38%的含银铜精矿,实现了低品位铜矿中铜、银的有效回收利用。     

赞比亚瑞娜铜矿选矿试验工艺研究

以赞比亚瑞娜铜矿作为选矿试验研究对象,通过浮选流程方案比较,最终确定采用铜钴优先工艺流程进行浮选试验,通过捕收剂种类用量、石灰用量、磨矿细度、浮选时间、开路和闭路多组试验,在磨矿细度为-74μm占55%,铜粗选、扫选总浮选时间为10 min,铜精选时添加石灰的用量为300+100 g/t参数条件下,浮选闭路试验获得了铜品位为25.02%、铜回收率为95.95%的铜精矿,钴品位为0.23%、钴回收率为41.07%的钴精矿,较好解决了瑞娜矿体结合相矿石中铜、钴的回收率难题,为多金属选矿提供了重要的技术支撑。     

采用超细磨矿回收水淬铜渣的试验研究

以广西某水淬铜渣为研究对象,通过阶段磨矿、阶段浮选,第一段使用钢球作为磨矿介质,磨矿细度-0.045mm占90%,尾矿使用纳米陶瓷球为磨矿介质,艾砂磨为超细磨设备,磨矿细度为-0.038mm占95%,Z-200作为捕收剂,可以获得综合铜品位19.01%,回收率88.68%的铜精矿;尾矿含铜品位降到0.18%。试验对纳米陶瓷球和艾砂磨在水淬铜渣尾矿再磨再选具有借鉴意义。     

分步优先浮选法处理低品位硫化铜矿

紫金山铜矿属大型低品位硫化铜矿,矿石中目的矿物以蓝辉铜矿、铜蓝为主,且与细粒黄铁矿紧密共生。由于原矿品位低,铜的回收率对该矿的开发利用意义重大。试验研究在详细的工艺矿物学研究和多种工艺流程对比试验基础上,采用适合矿石性质的分步优先浮选流程,解决了矿石中主要目的矿物易过粉碎,而铜硫共生密切、难以解离的问题。分步优先浮选流程获得铜回收率９５．０３％ ,已接近岩矿鉴定推算的理论回收率。     

红透山矿深部采矿方法研究

红透山铜矿进入深部千米以下开采后，原用的浅孔留矿法和水平分层充填法，聘采场失稳引起贫化，损失，安全事故“三高”现象。为此，开展了深部采矿方法的试验研究，试验研究的两步开采法的围怪稳定性及经济指标均居国内领先。对我国地下矿深部开采具有很大意义。     

提高某深部铜矿回收率的工艺研究

某铜铁矿深部矿石性质及组成发生了较大变化, 导致在现有工艺流程下铜回收率呈波动下降, 为解决这一问题, 进行了工艺矿物学研究和矿石可选性研究。结果表明: 阶段磨矿与中矿再磨都可以很好的提高铜矿石回收率, 且效果相当。粗磨粒度为-0.074 mm粒级占69.68%, 以MB与MOS-2为混合捕收剂, 采用中矿集中再磨至-0.074 mm粒级占88%左右返回浮选流程, 可获得含铜20.89%、金10.58 g/t、银78.84 g/t的铜精矿, 铜回收率为94.97%。     

新型捕收剂CSU-21浮选赞比亚谦比希某铜矿试验研究

通过纯矿物试验和赞比亚谦比希某铜矿实际矿物试验, 研究了新型捕收剂CSU-21对黄铜矿的浮选性能, 并与现场捕收剂SIPX(主要成分为异丙基黄药)进行了对比。试验结果表明, 新型捕收剂CSU-21在中性和弱碱性条件下对黄铜矿具有很强的捕收能力, 明显强于现场捕收剂SIPX, 且CSU-21在较低用量下便可高效回收黄铜矿。实际矿石浮选结果表明, 单独采用CSU-21, 相对于采用CSU-21与SIPX(1∶1)混合捕收剂, 铜回收率明显提高。采用分段磨矿-浮选工艺, CUS-21为捕收剂, 经过一次粗选、两次扫选、三次精选的闭路浮选流程, 获得了总铜品位23.61%, 回收率90%的铜精矿。     

低品位氧化铜矿柱浸试验研究

以某低品位氧化铜矿为研究对象, 通过实验室小型柱浸试验, 对柱浸前不同熟化加酸量和柱浸喷淋强度的影响进行了研究。结果表明: 喷淋强度和柱浸前的熟化是影响柱浸效果的关键因素。当喷淋强度为15 L/(h·m²)时, 浸出剂在柱中很好地扩散并与矿石发生反应, 此时Cu浸出率和浸出速率都较高;柱浸前的熟化不仅可提高Cu总浸出率, 还可显著加快柱浸前期Cu浸出速率。熟化过程中浓硫酸与矿石中某些组分发生化学反应, 增加了矿石中酸溶铜含量, 同时导致矿石裂隙扩大, 孔隙数量增加, 使得一些被包裹的难以与硫酸接触的铜裸露出来, 从而提高浸出率。     

云南某铜铁多金属矿初步可选性研究

云南省某地二叠纪细碧岩中产出的铜铁矿铜矿物以孔雀石和硅孔雀石等氧化铜为主,铁矿物以细粒磁铁矿和磁赤铁矿等强磁性矿物为主。通过对该矿中的铜矿物采用优先浮选和混合浮选工艺进行对比,确定对铜矿物采用混合浮选工艺回收,并对浮选尾矿中的强磁性矿物采用阶段磨矿阶段弱磁选的工艺流程。原矿经浮选-弱磁选联合工艺选别后,开路流程可获得铜精矿产率6.47%、品位32.24%、回收率67.51%,总铜中矿回收率22.2%和铁精矿产率39.11%、品位65.43%、回收率66.80%,总铁中矿回收率13.39%的技术指标。     

高铁生物浸铜液中铜的回收

在高铁生物浸铜液中通入H₂S气体, 生成硫化铜渣, 双氧水-硫酸浸出硫化铜渣, 得到硫酸铜溶液, 后经蒸发浓缩、冷却结晶制得硫酸铜。研究结果表明: 当生物浸出液pH=1, 反应温度为30 ℃, 反应时间为3 h时, 在生物浸铜液中通入硫化氢, 铜沉淀率接近100%; 双氧水-硫酸浸出硫化铜渣, 当双氧水与铜物质的量之比为6.4∶1, 反应温度为50 ℃, 液固比为15∶1, 硫酸浓度为3 mol/L, 反应时间为2 h时, 铜浸出率为92.1%; 所得浸出液中硫酸浓度为343.49 g/L, Cu²⁺浓度为 25.33 g/L, 通过蒸发浓缩、冷却结晶得到纯度为96%的硫酸铜, 其质量达到工业用硫酸铜质量标准(GB437-93)。     

易门铜冶炼渣选铜试验

易门铜冶炼渣成分复杂,铜品位为1.83%,主要铜矿物为硫化铜,占总铜的94.54%。为高效回收其中的铜,进行了选矿试验研究。结果表明,在磨矿细度为-0.045 mm占90%的情况下,采用1粗3精2扫、中矿顺序返回浮选流程处理该试样,可获得铜品位为18.27%、含银76.20g/t、铜回收率为84.86%、银回收率为44.06%的铜精矿。试验确定的选矿工艺流程较简单,不仅对铜有较好的回收效果,而且综合回收了其中的银,是该试样中铜的理想回收工艺。