哥伦比亚某含铜金银矿石选冶联合工艺研究

哥伦比亚某含铜金银矿矿石中有价元素金、银、铜含量分别为7.61 g/t、44.62 g/t和0.10％.原采用重选—重选尾矿直接氰化浸出工艺,银浸出率低、铜大量浸出,贵液后续处理困难.针对以上问题,采用重选—重选尾矿优先浮铜—浮铜尾矿浮选金银—金银精矿氰化浸出的选冶联合工艺开展试验研究.结果表明:①该矿石中硫化矿物主要为黄铁矿,含金矿物以银金矿为主,含银矿物主要为锑黝铜矿,铜矿物主要为黄铜矿.②矿石采用两段尼尔森重选—超级选金机精选的重选工艺,可获得综合重选金精矿含金34.10 kg/t、含银9.34 kg/t、含铜0.072％,金回收率44.56％,银回收率2.06％、铜回收率0.0066％.③对重选尾矿采用优先浮铜工艺,在磨矿细度为-74μm占64％的条件下,以Na2CO3为调整剂、Z-200为捕收剂,经2粗2精,可获得铜品位24.47％、金品位402.4 g/t、银品位8841.6 g/t、铜回收率63.92％、金回收率25.62％、银回收率55.96％的铜精矿.④采用选冶联合工艺流程处理该矿石,全流程试验可获得金综合回收率88.21％、银综合回收率77.02％、铜回收率63.92％的指标.不仅回收了铜矿物,降低了铜浸出量和氰化钠单耗,还改善了贵液后续处理过程.同时,银综合回收率提升明显,极大降低了氰化尾渣的处理量.     

某难选氧化铜矿泥砂分选试验

为提高某难选氧化铜矿的回收率,采用了泥砂分选工艺,对氧化率为97.29%、铜品位为4.20%,且矿石含泥量大的氧化铜矿开展了试验研究。研究结果表明:采用常规直接浮选获得的回收率较低,为73.10%;采用旋流器脱泥、脱泥后泥砂分选、矿泥部分采用螺旋溜槽回收铜、沉砂部分采用浮选法回收铜工艺,可获得产率为12.12%、铜品位为27.01%、铜回收率为75.96%的综合铜精矿,比直接浮选铜品位提高了2个百分点,铜回收率提高了2.86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。     

某氧化铜矿联合选矿工艺研究

某氧化铜铜品位为5.55%,氧化率高达99.37%,含泥量大,氧化铜矿物种类多,矿石性质复杂。为了较好的回收该氧化铜矿,首先浮选脱除矿泥及滑石后,采用常规的硫化浮选法回收铜;所脱除矿泥及滑石采用重选回收部分铜;浮选尾矿采用磁选回收部分弱磁性难浮选的氧化铜。该脱泥重选—浮选—磁选联合工艺获得总铜精矿铜品位为19.86%,回收率为76.94%,取得了较好的选矿技术指标。     

中亚某难选含氧化铜金矿选冶试验研究

介绍了采用“浮选-浮选精矿销售-浮选尾矿直接炭浆法氰化浸出”工艺方案综合回收中亚某矿山过渡带难选含铜金矿中的金和铜。该矿原矿石含金3.52g/t、银11.20g/t、铜0.54%、砷0.40%、硫1.54%,其中氧化物铜含量为0.22%,占总铜含量的40.74%,金、铜嵌布粒度微细,嵌布关系复杂,属于复杂难选含氧化铜金矿。针对该矿特点,通过引进氧化铜类捕收药剂体系,增加精选级数,按照便于现场技改的硫化物铜、氧化物铜混合浮选工艺进行金铜浮选回收,对浮选尾矿进行直接炭浆法氰化浸出回收金。最终可获得浮选精矿产率3.92%,含金48.50g/t,含铜8.45%的可销售精矿,浮选尾矿含铜0.21%,可氰化铜含量0.12%,浮选尾矿直接炭浸所需氰化钠用量为3.1kg/t,金浸出率74.71%,浮选+浸出金综合回收率88.26%,铜回收率62.16%。与现场原工艺“浮选-浮选精矿销售-浮选尾矿氨氰法抑铜浸金-氨氰尾浆炭浸”相比,浮选精矿产率接近,精矿金铜品位更优,金综合回收率提高了6.02%,铜回收率提高了9.24%。试验成果已作为现场技改依据。     

哥伦比亚某含铜金银矿石选冶联合工艺研究

哥伦比亚某含铜金银矿矿石中有价元素金、银、铜含量分别为7.61 g/t、44.62 g/t和0.10％.原采用重选—重选尾矿直接氰化浸出工艺,银浸出率低、铜大量浸出,贵液后续处理困难.针对以上问题,采用重选—重选尾矿优先浮铜—浮铜尾矿浮选金银—金银精矿氰化浸出的选冶联合工艺开展试验研究.结果表明:①该矿石中硫化矿物主要为黄铁矿,含金矿物以银金矿为主,含银矿物主要为锑黝铜矿,铜矿物主要为黄铜矿.②矿石采用两段尼尔森重选—超级选金机精选的重选工艺,可获得综合重选金精矿含金34.10 kg/t、含银9.34 kg/t、含铜0.072％,金回收率44.56％,银回收率2.06％、铜回收率0.0066％.③对重选尾矿采用优先浮铜工艺,在磨矿细度为-74μm占64％的条件下,以Na2CO3为调整剂、Z-200为捕收剂,经2粗2精,可获得铜品位24.47％、金品位402.4 g/t、银品位8841.6 g/t、铜回收率63.92％、金回收率25.62％、银回收率55.96％的铜精矿.④采用选冶联合工艺流程处理该矿石,全流程试验可获得金综合回收率88.21％、银综合回收率77.02％、铜回收率63.92％的指标.不仅回收了铜矿物,降低了铜浸出量和氰化钠单耗,还改善了贵液后续处理过程.同时,银综合回收率提升明显,极大降低了氰化尾渣的处理量.     

某金矿选矿工艺研究

对某石英脉型金矿矿石进行了浮选、摇床重选—浮选、尼尔森重选—浮选三种工艺对比试验,结果表明都能较好地回收原矿中的金。但属尼尔森—浮选工艺最适合该矿的性质,尼尔森重选可回收粗颗粒金,尼尔森重选精矿产率为1.19%,品位为64.03 g/t,回收率为86.58%,经摇床精选获得精矿品位为480.60 g/t、回收率为83.34%,尼尔森尾矿浮选金精矿品位为11.20 g/t,回收率为10.97%,该工艺总回收率为94.31%。     

氧化铜矿硫化强化浮选研究与应用分析

通过孔雀石和硅孔雀石的单矿物和实际矿石浮选试验,研究了硫化钠对不同粒级孔雀石和硅孔雀石浮选的影响,矿浆pH值、硫化时间、浮选机转速对+53μm粗粒级孔雀石浮选的影响,以及强化活化剂乙二胺膦酸盐对不同粒级孔雀石和硅孔雀石浮选行为的影响。利用红外光谱分析和氧化铜表面溶解行为测试,分析了氧化铜矿表面强化活化剂的作用机理,为实际矿石浮选提供的了技术依据,提高了实际矿石浮选技术指标,回收率提高2. 03个百分点。     

提高难选氧化铜矿选矿回收率试验研究

某难选氧化铜矿含铜4.70%,氧化率达到84.89%。铜矿物以孔雀石、辉铜矿和硅孔雀石为主。通过实验室试验浮选药剂制度与工艺的优化,氧化铜精矿品位从22.69%变为22.66%,铜回收率从63.78%提高至68.81%。铜矿回收率得到了较大提高。针对现有生产流程进一步进行了药剂制度及工艺流程的优化,优化后在总浮选精矿品位相差不大的情况下,铜总回收率从76.17%提高到了81.57%。     

新型抑制剂HXM-2在铜硫分离中的应用研究

在某铜硫分离中, 为减少石灰用量, 改善浮选指标, 对多种联合抑制剂进行了研究, 结果表明, 联合抑制剂HXM-2+石灰抑制效果最佳, 用量为100+1 500 g/t时, 铜精矿铜品位为18.37%, 回收率为89.86%, 与单一石灰2 000 g/t相比, 铜精矿品位提高2.72个百分点, 回收率提高0.88个百分点。工业应用表明, 使用该联合抑制剂后, 铜精矿品位提高0.4个百分点, 回收率提高1.01个百分点。