从铜渣中综合回收铜、银的浮选试验研究

对国内某艾萨炉铜冶炼渣进行了回收铜和银的浮选试验研究。综合回收该铜渣中铜银的前提是：使铜与铁橄榄石、铅铁玻璃等脉石矿物充分解离; 清洁、活化被脉石矿物污染的铜矿物表面; 选择高效捕收剂回收密度大、粒度粗的金属铜。基于此, 确定磨矿细度-0.074 mm粒级占93%, 在球磨机中添加调整剂碳酸钠, 并以GD-3为捕收剂, 通过一粗三精二扫闭路浮选工艺, 获得了铜精矿铜品位29.55%、银品位146.30 g/t, 铜回收率90.99%、银回收率83.48%的技术指标, 为该铜渣的资源化利用奠定了基础。     

某铜转炉渣浮铜试验

对某富氧双侧吹熔炼、P-S转炉吹炼工艺产生的炼铜转炉渣进行了浮铜试验。在磨矿细度-0.074 mm粒级占70%条件下,采用Z-200作捕收剂进行一次浮选直接获得回收率90%以上的高品位铜精矿,浮选尾矿再磨至-0.038 mm粒级占90%,采用丁基黄药作捕收剂,经一次粗选、二次精选、二次扫选,扫选精矿返回再磨闭路浮选工艺流程,获得回收率6%左右的低品位铜精矿,全流程试验获得了铜品位为30.09%、回收率为96.92%的铜精矿,为该类型转炉渣回收铜提供了技术依据。     

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。     

云南某铜锡尾矿脱硫选锡试验研究

云南某铜锡尾矿含锡0.65%,含铁43.58%,具有较高的回收价值。为实现该尾矿资源的综合利用,基于工艺矿物学研究结果,对该尾矿进行脱硫浮选,脱硫尾矿再浮选锡石的试验研究。结果表明,该尾矿锡和铁为主要回收元素,杂质硫含量为1.59%;锡主要以锡石的形式存在,与氧化铁矿物致密共生,与硫铁矿物基本解离;锡在-0.074 mm分布率达69.48%,在-0.038 mm分布率也高达24.92%,高细粒级含量将会影响后续锡石的浮选回收;预先脱硫浮选获得的泡沫产品硫总回收率为72.13%、锡回收率为6.88%,脱硫尾矿硫含量仅为0.51%,达到了铜锡尾矿预先脱硫的目的;脱硫尾矿采用1粗2精2扫选锡,获得锡品位1.63%、锡回收率63.96%的锡精矿,实现了尾矿中锡资源的有效回收。     

从四川某锡尾矿中回收锡的试验研究

四川某锡尾矿含锡0.44%,含硫4.32%,为综合回收锡尾矿中的有用矿物,在该尾矿工艺矿物学研究的基础上,考察了磨矿细度、捕收剂种类及用量、抑制剂用量等对有用矿物回收指标的影响。结果表明:在磨矿细度小于0.074 mm粒级含量占76.57%的条件下,采用预先脱硫-锡石浮选的工艺流程回收有用矿物,最终可获得含锡36.17%、回收率59.48%的锡精矿和含硫29.96%、回收率87.7%的硫精矿,回收指标较好。     

铜铅锌铁矿选矿工艺流程研究

红岭铜、铅、锌、铁多金属矿,铜、铅品位低,铅仅为0.04%。为综合回收各种有用矿物,进行了选矿工艺流程试验。多方案工艺流程试验比较后推荐铜铅混合浮选再分离-混尾选锌-锌浮选尾矿弱磁选的工艺流程。该流程很好兼顾了各种目的矿物的回收,取得较好的工艺指标,铜精矿品位23.52%、回收率71.27%,铅精矿品位45.77%、回收率59.78%,锌精矿品位54.05%、回收率93.65%,铁精矿品位66.09%、回收率33.50%。     

某铜硫铁复杂多金属矿分选新工艺试验研究

某新探明铜硫铁矿石有用矿物为铜矿物、硫矿物和铁矿物,回收矿物种类较多,磁黄铁矿含量较高,矿石性质复杂,为了综合回收该矿石中的铜硫铁矿物,进行了新工艺试验研究。对该矿石进行优先浮选分别回收铜和硫,弱磁选—强磁选回收铁的新工艺试验研究,综合回收铜硫铁,获得铜精矿品位19.53%,回收率38.58%;硫精矿品位43.27%,回收率91.90%;铁精矿品位64.72%,回收率56.60%的较好指标。新工艺试验为该矿石综合回收铜硫铁提供了研究基础。     

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。     

某复杂铜镍矿的选矿试验研究

某铜镍多金属矿含铜0.39%, 含镍0.49%。为综合回收各有用矿物, 采用“铜镍混合浮选-再磨分离”流程进行了详细的选矿工艺研究。闭路试验获得了铜品位19.02%、铜回收率60.47%的铜精矿, 镍品位4.78%、镍回收率87.43%的镍精矿。     

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。     

谦比希混合铜矿石浮选试验

对谦比希混合铜矿石采用先浮硫化铜后浮氧化铜的原则流程进行了浮选试验研究。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占80%的条件下,以硫化钠+硫酸铵组合为氧化铜矿物的活化剂,采用1次粗选浮硫化铜、1次粗选浮氧化铜、混合粗精矿3次精选、中矿顺序返回流程处理该矿石,最终获得了铜品位为25.89%、回收率为83.44%的铜精矿。     

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。     

江西某铜选矿厂选铜工艺优化

江西某大型铜矿山受入选矿石嵌布粒度变细、嵌布关系变复杂、铜氧化率升高的影响,选矿生产指标不断下滑。为解决现场工艺流程的不适应问题,按较粗磨矿细度下部分优先浮铜-铜硫浮选-铜硫混合产品再磨后分离流程进行了选矿试验。结果表明,在一段磨矿细度为-0.074 mm占68%的情况下,采用1粗1精快速优先浮铜、1粗1扫铜硫混浮、优先浮铜中矿与混浮粗精矿合并再磨至-0.074 mm占98.07%后,再1粗1精1扫铜硫分离、铜硫分离中矿集中返回再磨的闭路流程处理该矿石,最终获得了铜品位为22.79%、铜回收率为86.04%的铜精矿,以及硫品位为43.86%、回收率为58.73%的硫精矿。该铜精矿品位和回收率较现场生产指标分别提高了1.46、3.60个百分点,指标改善显著。     

废电路板中金属富集体及铜的浮选回收

基于响应面曲线法对-0.45mm废电路板物料中金属与非金属浮选分离条件进行优化,结果表明,-0.45mm物料最佳浮选条件为：浓度为100g/L、转速为2100rpm、充气量为100L/h、入料粒度0.3mm～0.15mm,该条件下回收沉物中金属质量分数为89.7%,金属回收率达90.28%。在该优化条件下,对-0.074mm金属富集体中铜进行浮选研究,确定最佳药剂用量为:活化剂(Na2S)150g/t、起泡剂(C8H18O)200g/t、捕收剂(C4H9OCS2Na)200g/t,浮选得到铜精矿中铜的回收率为95.99%。金属混合物以及金属混合物中铜的回收率均在90%以上,实现了废电路板中金属混合物及铜的高效浮选回收。     

云南某氧化铜矿石浮选试验

云南普洱某氧化铜矿石铜品位为3.346%,主要含铜矿物为辉铜矿、孔雀石、硅孔雀石等,脉石矿物主要为石英、方解石、长石等。为给该矿石的开发利用提供依据,进行了选矿试验研究。结果表明,在磨矿细度为-0.074mm占65.1%条件下,经硫化铜优先浮选,硫化铜浮选尾矿以Na2S为硫化剂、BK366为捕收剂经氧化铜1粗3精2扫浮选,可以获得铜品位为32.56%、作业回收率为61.56%的氧化铜精矿。BK366分子内部巯基基团与羧基基团的正协同作用增强了其捕收能力。     

浮选铜精矿加压酸浸工艺研究

对云南某铜选厂浮选铜精矿进行了加压酸浸工艺研究, 确定其较佳工艺条件为: 硫酸初始浓度1.5 mol/L, 磨矿粒度-0.037 mm粒级占89%, 氧分压2 MPa, 浸取时间5 h, 浸取温度156 ℃, 表面活性剂木质素磺酸钠用量2.5 g/kg。在该工艺条件下, 铜精矿浸出率为79.15%。采用新型浸出剂ZK05, 铜精矿中铜的浸出率达到98%以上, 硫则通过浮选回收, 回收率约为60%。     

云南某铜铅硫化矿石选矿试验

云南某低品位铜铅硫化矿石铜、铅品位分别为0.54%和2.12%。为确定铜、铅选矿工艺,采用铜铅混浮再分离的原则流程进行了选矿试验。结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm占75.40%的情况下,采用1粗1扫2精铜铅混合浮选、1粗2扫3精铜铅分离流程处理矿石,可获得铜品位为25.32%、含铅7.96%、铜回收率为82.06%的铜精矿,铅品位为58.36%、含铜0.73%、铅回收率为85.61%的铅精矿。     

西藏某含金浸染状次生硫化铜矿石浮选回收铜金试验

西藏某浸染状次生硫化铜矿石铜品位为1.86%，原生硫化铜占总铜的15.05%，次生硫化铜占总铜的76.88%，主要铜矿物为斑铜矿、黄铜矿，其他金属矿物有黄铁矿、磁黄铁矿等；脉石矿物以石榴石、辉石、石英等为主。为了确定该矿石中铜、金的适宜回收工艺，进行了选矿试验。结果表明，矿石在磨矿细度为-0.074 mm占70%的情况下进行1粗2精快速浮选，1粗2扫常规浮选，快速精选1尾矿与常规粗选精矿合并再磨至-0.038 mm占80%的情况下进行1粗2精2扫铜硫分离，获得的快速浮选精矿铜品位为27.05%、金品位为8.28 g/t，铜、金回收率分别为60.79%、50.90%；常规浮选铜精矿铜品位为17.06%、金品位为5.02 g/t，铜、金回收率分别为29.81%、23.99%。快速浮选+常规浮选、快速精选1尾矿与常规浮选粗精矿再磨再选工艺流程既能避免铜矿物的过磨，保证铜的回收率，又可得到较高品位的铜精矿，获得较好的铜、金回收指标。     

江西某铜硫矿石浮选工艺研究

江西某大型铅锌矿山在深部接替资源勘查中探获了资源量达到中型规模以上的铜硫矿石资源。为了合理开发利用该矿石资源,在矿石性质研究和探索试验基础上,采用铜硫混合浮选-铜硫分离浮选工艺对其进行了选矿试验。试验结果表明：原矿磨至-0.074 mm占75%后以石灰为pH调整剂、丁黄药为捕收剂、2号油为起泡剂进行1粗2扫混合浮选,所获混合精矿再磨至-0.038 mm占80%后以石灰为pH调整剂、LP-01为捕收剂进行1粗2精2扫抑硫浮铜分离浮选,可获得铜品位为14.22%、铜回收率为87.58%的铜精矿和硫品位为34.01%、硫回收率为80.84%的硫精矿,从而使矿石中的铜、硫得到较好的综合回收。     

印尼某难选铜硫矿选矿试验研究

根据印尼难选铜硫矿的矿石特征,对其进行了优先浮选闭路试验研究,针对该矿中氧化铜和可溶性铜盐含量较高的特点,试验确定了合理的工艺条件,有效地解决了矿石浮选过程中大量铜离子致使铜硫难以分离的问题。在磨矿细度为-0.074mm占75%条件下,采用石灰加硫化钠的组合抑制剂,经过优先浮铜,原浆选硫的铜硫分离浮选工艺流程,可以获得铜品位为16.21%,回收率84.21%的铜精矿,硫品位45.14%,回收率82.11%的硫精矿。