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氧化铜矿常温常压两段氨浸试验研究 总被引:1,自引:0,他引:1
对云南某地高含泥高碱性脉石矿物的氧化铜矿石,采用氨浸-萃取-电积的工艺来处理.小型试验研究考察了机械搅拌浸出的各种影响因素,拟定按常温常压的方式来浸出,以便产业化应用.试验结果表明采用两段浸出的工艺比单段浸出总铜浸出率提高了7.48%. 相似文献
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玻利维亚某氧化铜矿选冶工艺研究 总被引:1,自引:0,他引:1
玻利维亚某氧化铜矿氧化率高、结合率高,单一浮选法不能有效地处理该矿石,但该矿石的碱性脉石含量少,适宜于酸浸处理。浮选—酸浸联合工艺试验、搅拌浸出试验、柱浸试验及萃取—电积试验结果显示,该矿石适宜的工业处理工艺为原矿堆浸—萃取—反萃取—电积,其特点是铜浸出率高、阴极铜质量高、投资省且生产运行成本低。 相似文献
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刚果(金)某高碳酸盐氧化铜矿酸浸前浮选抛尾试验研究 总被引:2,自引:1,他引:1
为解决刚果(金)某高碳酸盐氧化铜矿原矿浸出酸耗高、浮选工业指标较差的问题,根据碳酸盐脉石与氧化铜矿物浮选性能差异,采用开路硫化浮选的方法对氧化铜矿物进行选择性富集和对耗酸碳酸盐脉石进行预先抛尾,再使用搅拌酸浸处理浮选粗精矿。结果表明,使用NaHS(1 050 g/t)对矿浆进行硫化,以戊黄药、Z-200和羟肟酸钠按4∶1∶1配合后的组合捕收剂(650 g/t)进行4次开路浮选,得到了铜品位8.16%的粗精矿,回收率达到了94.75%,而耗酸脉石的抛除率则超过80%。对粗精矿在常温常压下进行搅拌浸出,控制浸出过程pH=1.5,搅拌强度200 r/min,浸出2 h,浸出率可达89.75%。采用开路浮选-搅拌浸出联合工艺处理该矿石,在保证总回收率85.04%的情况下,浸出酸耗比原矿酸浸降低80%,搅拌浸出处理量仅为原矿浸出的20%左右,取得了良好的技术经济指标。 相似文献
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高碱性脉石低品位难处理氧化铜矿的开发利用—浸出工艺研究 总被引:20,自引:2,他引:18
湿法炼铜已取得了令人瞩目的进展。采用低浓度氨堆浸的方式处理高碱性脉石低品位氧化铜矿是可行的 ,由于解决了氨的挥发问题 ,使它在保持堆浸工艺优点的同时 ,在经济上和工程的实现难易程度上也较之于原矿的搅拌浸出有较大的优势。本文结合北京矿冶研究总院承担的“九五”攻关项目“新疆大矿量砂岩型氧化铜矿的开发利用研究” ,重点介绍了新开发的低浓度氨堆浸 -萃取 -电积工艺中的浸出工艺研究 ,小型试验和 2 0 0kg级的柱浸模拟堆浸扩大试验均取得很好的浸出效果。 相似文献
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高海拔土状氧化铜矿湿法处理工艺研究及生产实践 总被引:1,自引:0,他引:1
针对土状氧化铜细泥含量高, 氧化铜与铁矿物及其它脉石结合率高, 难以直接堆浸的特点, 开展了氧化铜矿水洗分级-粗粒柱浸-细粒搅浸湿法处理工艺试验, 考察了酸度、浸出时间等条件参数对铜浸出率的影响, 确定了柱浸、搅浸最佳工艺条件。结果表明, 小型柱浸试验时, 控制浸出液pH值为1.5~1.7, 浸出时间为65 d, 铜浸出率达到65.05%, 为扩大柱浸试验提供了技术依据。柱浸扩大连续试验取得铜浸出率69.62%、吨铜酸耗14.82 t的较好技术指标; 搅浸的最佳工艺为:搅拌速度60 r/min, 酸矿比12%, 浸出时间120 min, 温度60 ℃, 浸出液pH值为1.5~1.7, 在最佳工艺条件下, 铜浸出率达65.29%, 吨铜酸耗10.87 t。目前该湿法处理工艺已成功应用于工业生产实践, 堆浸生产电积铜1 500 t, 浸出率64%; 搅浸生产电积铜350 t, 浸出率65%。 相似文献
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墨西哥某铜矿浮选-浸出-萃取-电积回收铜工艺研究 总被引:1,自引:1,他引:0
墨西哥某矿为氧化铜矿物为主的混合矿,脉石主要为石英,矿石中还含有比较好浮的硫化铜矿物(黄铜矿),其酸浸效率不如氧化铜矿物,而且酸浸可能产生有害气体硫化氢。重点研究了浮选-浸出工艺,结果表明,采用硫化钠活化和丁黄药浮选,能获得铜品位为19.10%、铜回收率为35.02%的铜精矿;浮选尾矿直接用于后续浸出试验,H2SO4浓度为1 mol/L,液固比为3,室温(15 ℃)下搅拌浸出1 h,铜浸出率83.33%。以原矿为计算基准,铜浸出率为54.16%,若浮选精矿加浸出铜的总回收率则达到89.18%。 相似文献
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国外某难选氧化铜矿平均含铜6.91%,采用机械搅拌硫酸浸出,浸出溶液含铜高达~30.0g/L。针对该高浓度硫酸铜溶液,进行了M5640 煤油萃取提铜的工艺试验研究,结果表明,以M5640为萃取剂、铜电积废液为反萃剂,在合适的相比条件下,经5级萃取、2级反萃,获得符合铜电积工艺要求的纯净硫酸铜溶液。 相似文献
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低品位氧化铜矿柱浸试验研究 总被引:2,自引:0,他引:2
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。 相似文献
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以难处理混合铜矿为研究对象,该矿石铜氧化率和结合率分别为76.92%和39.16%,因为结合率较高,所以极难选别,单一的浮选法或者浸出法无法最大化地回收铜资源,采用浮选-浸出选冶联合法可以对铜资源高效回收。浮选作业采用一粗一扫一精的闭路试验流程,当磨矿细度为-74μm占80%,硫化钠用量为400g/t,丁基黄药用量为500g/t时,获得铜品位为29.37%,铜回收率为32.22%的铜精矿。浮选尾矿中剩余的游离氧化铜和难选的结合氧化铜采用加温浸出法进行回收,当浸出温度为70℃,液固比为2∶1,浓硫酸用量为60kg/t,浸出时间为4h时,铜浸出率为82.37%。采用浮选-浸出选冶联合法可使铜综合回收率达到88.05%,实现了难处理混合铜矿的高效回收,提高了资源利用率。 相似文献
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刚果(金)某氧化铜钴矿浸出试验研究 总被引:3,自引:2,他引:1
刚果(金)某地“铜高钴低”氧化铜钴矿含铜2.52%、含钴0.12%, 铜氧化率为94.60%, 采用酸性浸出工艺回收该矿中的铜、钴。结果表明, 在矿物-0.074 mm粒级含量占80%、液固比2∶1、一次性添加硫酸量为150 kg/t的条件下常温浸出2 h, 铜、钴浸出率分别达到93.80%和94.97%, 吨矿耗酸量为62.19 kg(折合吨铜耗酸量为2.82 t)。利用常温酸浸工艺处理该氧化铜钴矿, 可有效回收铜、钴, 可为经济开发类似矿山提供参考。 相似文献
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对西藏某铜矿的试验样品进行了先选硫化铜、再选氧化铜的浮选工艺流程研究,采用该流程获得的指标为:硫化铜精矿品位33.83%、回收率69.71%;氧化铜精矿品位16.84%、回收率17.35%;总精矿品位28.17%,铜回收率87.06%。由于尾矿中铜品位尚有0.40%,经制片镜下检查表明,损失于尾矿中的铜主要是氧化铜,其存在形式主要以包裹体存在于脉石中,因此对该工艺流程的尾矿进行了再处理。对闭路浮选试验尾矿分别进行了氨和硫酸不同浓度、不同浸出时间的浸出试验,试验结果表明,用一定量的硫酸浸出可将尾矿铜降至0.11%,充分表明了该铜矿具有较高的资源价值。 相似文献
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为了研究黄铁矿经高温焙烧制取硫酸后产生的铜品位为0.87%硫酸渣的铜浸出动力学规律,采用X射线衍射分析等方法分析了矿石的性质,研究了矿石粒度、初始酸浓度、液固比、搅拌速率、浸出温度和浸出时间等因素对硫酸渣矿样中铜浸出的影响,采用未反应收缩核模型对硫酸渣浸出过程进行动力学分析。结果表明,各因素对硫酸渣铜浸出的浸出率有较大影响;从浸出过程控制模型、浸出动力学方程、浸出反应表观活化能方面确定了硫酸渣浸出过程的主要控制步骤为内扩散过程控制,得出浸出反应的表观活化能Ea=19.96 kJ/mol。 相似文献