四川某氧化铜矿石选矿试验方案对比试验研究

对四川某氧化铜矿石进行了选矿试验方案对比研究,分别进行了单一浮选和硫酸浸出—置换—浮选联合流程对比研究。结果表明,硫酸浸出—置换—浮选联合流程,可获得产率4.50%、铜精矿品位44.56%、回收率94.59%铜精矿,尾矿含铜0.12%,损失率仅为5.41%较好指标。     

四川某氧化铜矿石选矿试验方案对比

对四川某氧化铜矿石进行了选矿试验方案对比研究,分别进行了单一浮选和硫酸浸出—置换—浮选联合流程对比研究。结果表明,硫酸浸出—置换—浮选联合流程,可获得铜产率4.50%、品位44.56%、回收率94.59%,尾矿含铜0.12%,铜损失率仅为5.41%的较好指标。     

新疆某含可溶铜高硫金铜矿石选矿试验

新疆某高硫金铜矿石含有可溶性铜盐,经铜离子活化的硫铁矿在浮铜金时难以抑制,导致铜金精矿品位较低。为解决该问题,进行了水溶性铜的回收试验、酸浸+1粗1精2扫浮选流程与水浸+1粗1精2扫浮选流程比较试验。结果表明,采用硫酸浸出,铜浸出率可达36.04%;酸浸有助于提高铜回收率以及铜金精矿铜、金品位,但对金的回收率有小幅影响。     

某地金铜氧化矿综合利用工艺的研究（上）──硫酸浸铜─炭浆法提金工艺

本文阐述了对某地金铜氧化矿进行硫酸浸铜—炭浆法提金和浮选分离回收金和铜的两种选冶工艺流程和条件的研究结果。浸出工艺金、银和铜的回收率分别为８７．１２％、７５．２６％和８１．１６％；浮选工艺相应的回收率为７９．６３％、５３．２０％和４０．８６％。经初步技术经济分析比较，以硫酸浸铜—炭浆法提金工艺的效果最好。本文上篇主要介绍浸出工艺试验，下篇介绍浮选工艺研究。     

高磷铁精矿降磷试验研究

本文针对某高磷铁精矿进行降磷试验研究,采用了细磨-多次磁选,反浮选,化学浸出等多种方法降磷.研究结果表明:该铁精矿采用常规分选法难以获得符合冶炼要求的产品,而化学浸出法可以有效降磷,但碱浸成本较高,酸浸降磷则较为经济可行.盐酸、硝酸、硫酸浸出均可获得磷含量合格铁精矿,但硝酸价格较高,因此采用盐酸和硫酸为浸出剂.在适当条件下,硫酸和盐酸浸出均可获得铁品位60.5%以上、磷含量0.18%的铁精矿产品.     

浮选镍铜精矿酸浸降镁试验

因浮选方法局限性所致,金川浮选镍铜精矿中氧化镁都降到6.5%以下较困难,为此,对高MgO浮选镍铜精矿进行酸浸试验研究.试验条件为硫酸浓度以10%～15%、浸出温度80℃、浸出时间1.5～2h、循环次数8次,可将精矿中Mg0由11.44%降至6.0%以下.同时对酸浸、除铁、制备铁红、硫化沉淀回收铜、镍,余液制备轻质氧化镁流程和酸浸-硫化沉淀、余液制备轻质氧化镁流程进行对比研究,推荐酸浸-硫化沉淀、余液制备轻质氧化镁流程作为扩大试验流程.     

某铜金精矿焙烧-酸浸-氰化综合回收金铜工艺研究

对吉林某浮选铜金精矿进行了焙烧-酸浸-氰化浸出综合回收金、铜的试验研究。焙烧的最佳焙烧条件为：焙烧温度550 ℃, 焙烧时间1.5 h。焙砂硫酸浸出的最佳条件为：酸浸温度75 ℃, 酸浸时间4 h, 初酸浓度40 g/L, 液固比4。氰化浸金的最优条件为：氰化钠初始浓度3‰, 氰化时间24 h, 液固比2。试验结果表明, 该工艺技术指标较好, 金、铜浸出率分别为99.06%和97.63%。     

在含碳酸盐的铜矿石浮选回路中用酸处理中矿和粗精矿

研究了在最终浮选前用硫酸漫出浮选中矿和粗糟矿对浮选最终指标的影响.这个方法可以有效地应用在现有的浮选回路中,以提高难处理的黑色页岩的铜矿石的浮选效果.用硫酸浸出浮选给矿可以选择性地分解碳酸盐脉石矿物,使硫化矿物选择性解离,从而提高浮选指标.试验结果表明,与浮选未酸浸出的给矿相比较,浸出浮选给矿中50%～70%的碳酸盐矿物后,最终浮选精矿品位和回收率得到大幅度提高.酸浸产品由石膏、可溶于水的硫酸镁和二氧化碳气体组成.反应中放心的二氧化碳气体有利于在矿浆中创造非氧化气氛,阻止硫化矿物中的金属溶解出来.几种不同给料的扩大浮选试验结果充分证明了浮选给矿硫酸浸出对浮选所起的良好影响.浮选给矿的硫酸预浸出工艺的应用不仅可大幅度提高浮选指标(精矿铜和银的回收率及晶位),而且使冶炼中产生的难以销售的硫酸得到合理的利用.     

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%。     

某难选钒矿提取钒实验研究

甘肃某钒矿矿物组成较为复杂,嵌布粒度较细,浮选工艺处理困难。针对该矿石复杂性质,实验对其进行了直接酸浸工艺、焙烧-酸浸工艺、焙烧-碱浸出工艺、焙烧-水浸出工艺的研究。实验结果表明焙烧-酸浸工艺效果较佳,其较佳条件为:原矿磨矿细度 -0.074 mm 70%,加水制粒Φ8～20 mm,干燥后焙烧1.5 h,焙烧温度为800℃。焙烧矿磨至-0.074 mm 60%,酸浸硫酸用量为12%,液固比1.2∶1,浸出时间1 h,浸出温度30℃,在此条件下可获得钒浸出率为93.36%的贵液。采用的工艺技术路线解决了该难选钒矿采用常规湿法提钒工艺钒浸出率低、硫酸消耗量大等技术难题,为实现资源高效利用及保障国家能源资源安全奠定了坚实的技术基础。      

云南某铂钯矿酸浸除镁及浸出液综合利用研究

云南某地铂钯矿是迄今已探明的中国最大的铂族金属矿床。但由于其矿石的工艺矿物学性质非常复杂而仍未能进行有效开发利用。本研究提出了全新的有效处理该矿石的方案 ,即用稀硫酸浸出原矿大大降低其 Mg O含量 ,浸渣用简单流程少量药剂浮选就可获得极低 Mg O含量(<3% )的优质铂、钯精矿。溶解进入浸出液中的 Fe、Mg可综合回收制备铁红及达国标 (GB90 0 4 -88)优等级轻质氧化镁等产品。浮选尾矿还可制备多孔硅等产品 ,整个工艺不排放固体废弃物和废气。因此 ,可望利用该工艺将云南某地铂钯矿建成绿色矿冶工程并实现整个资源的综合利用。整个工艺经济效益大大优于传统工艺     

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。     

Complex treatment of mining and metallurgical wastes for recovery of base metals

A complex process for the recovery of copper and zinc from mining and metallurgical wastes has been investigated and proposed. It includes sulfuric acid leaching of old pyrite flotation tailings to produce ferric containing leach solution; followed by ferric leaching of copper converter slag flotation tailings with the leach solution. A sample of old pyrite flotation tailings from the concentrator containing 0.36% of copper and 0.23% of zinc was leached with 10% sulfuric acid in the column. Recovery of copper and zinc reached 47.1% and 47.2%, respectively. The pregnant leach solutions contained 15.9 g/L of ferric iron. The subsequent ferric leaching of copper converter slag flotation tailings containing 0.53% copper and 2.77% zinc with the pregnant leach solution was conducted. The effects of various process parameters on the leaching dynamics of metals under batch conditions were investigated. Under the best conditions (temperature 70 °C, pulp density 30%, ferric iron concentration 15.9 g/L, initial pH of the pulp 0) the recovery of copper and zinc reached 79.6% and 43.7%, respectively. It was concluded that acid leaching of base metals from old pyrite flotation tailings with pregnant leach solution for the ferric leaching of copper converter slag flotation tailings is a prospective and promising technique for the complex treatment of mining and metallurgical wastes.     

机械活化铅锌烟尘强化硫酸浸出的工艺研究

以含铅锌烟尘为原料, 采用机械活化-硫酸浸出的湿法冶炼工艺分离铅锌烟尘中的金属铅及锌。着重研究了机械活化前后不同的硫酸浓度、液固比、浸出温度、浸出时间等工艺条件对原料中Zn浸出率及Pb入渣率的影响。实验结果表明, 机械活化前, H₂SO₄直接浸出铅锌烟尘的最佳工艺参数为H₂SO₄浓度175 g/L、液固比7∶1、浸出温度60 ℃、浸出时间60 min。在最佳工艺条件下, Zn浸出率达92.47%, Pb入渣率为90.30%。原料机械活化30min后, 最佳工艺条件变为H₂SO₄溶液浓度150 g/L、液固比5∶1、浸出温度50 ℃、浸出时间40 min。此时Zn浸出率达91.52%及Pb入渣率为95.36%。机械活化后铅锌烟尘的Zn浸出率及Pb入渣率对 H2SO4溶液浓度、液固比、浸出温度、浸出时间的依赖性明显降低。     

湿法炼锌超浸渣的浮选研究

某铅锌冶炼厂湿法炼锌超浸渣组成复杂、酸度高、粒度细,存在部分硅胶,是一种难选物料。采用一粗、一扫、一次空白精选流程,添加硫化钠—丁铵黑药组合剂混合浮选铅、银,可获良好指标。     

难浸金矿细菌氧化预处理工艺流程的优化

将低品位的难浸金矿先经浮选分离后，对不同浮选产品的细菌氧化预处理流程进行了优化。根据各浮选产品的不同性质，采用了不同的处理时间，减少了矿石处理量，得到了既经济、处理效果又好的预处理工艺流程。难浸金矿经该流程处理后，金的总回收率可达89．1％。     

柠檬酸助浸效果研究

研究了助浸剂柠檬酸的助浸效果及其作用机理。研究结果表明, 柠檬酸的分散、除杂及螯合作用有助于金的氰化浸出。氰化浸出时加入助浸剂柠檬酸可缩短浸出时间70%, 降低氰化物用量1/3。     

某银矿中银的选矿试验研究

某银矿石中的银矿物嵌布粒度非常细,含锰高,增加了矿石中银的回收难度。采用直接浮选或氰化流程,银的回收效果不好。试验采用除锰后浮选、粗选和扫选精矿及氰化流程,在适宜条件下,获得了浮选、氰化银总回收率81.77%的技术指标;采用除锰后直接氰化流程,在适宜条件下,获得了氰化浸出率91.38%的较好指标。同时,矿石中的金也可得到综合回收和利用。     

某银矿选冶试验研究

云南某矿石含银120g/t,银是主要回收矿物,其他矿物暂无回收价值。银在矿石中主要以次生银矿物的形式存在。为了有效回收银矿物,通过开展流程对比试验确定了浮选+酸浸+酸浸尾矿氰化浸出流程。通过条件试验确定了磨矿细度为-48μm占92.91%,氰化钠用量为4kg/t,浸出时间为28h。在开路试验的基础上开展了闭路试验,闭路试验结果:浸出作业回收率79.73%,浮选+酸浸+酸浸尾矿氰化浸出回收率84.17%。     

含钪稀土矿提钪浸出剂选择试验研究

对含钪稀土矿进行了光谱分析、化学成分分析及主要矿物含钪量的测定,根据稀土矿的性质,本研究选择了盐酸、硫酸、硝酸三种浸出剂,拟定了不同的方案进行选择浸出剂试验研究。在影响稀土矿浸出钪因素研究方面,主要进行了浸出浓度、浸出液固比、浸出温度、浸出时间、浸出粒度的试验研究。试验表明：在最佳试验条件下,硫酸的钪浸出率为58.18%;硝酸的钪浸出率为50.73%;盐酸的钪浸出率为59.34%。盐酸的浸出效果最好,本研究选择盐酸做浸出剂。