某铜矿5401残矿溶浸采矿初步研究

本文简要地介绍了本溶浸研究组对5401残矿溶浸采矿初步研究结果。内容包括工艺矿物学研究、浸出原理、浸出方法、浸出措施及效果。本文的发表将对高泥矿石的原地破碎浸出有一定的参考价值。     

寿王坟铜矿存窿硫化矿微生物浸出研究

采用氧化亚铁硫杆菌对寿王坟铜矿存窿硫化矿进行细菌浸出试验。试验结果表明，寿王坟铜矿存窿矿石可浸性总体较好，采用细菌浸出是可行的，酸耗约为13kg／t。柱浸试验，铜浸出率达62．2％～68．5％。细菌浸出工艺的成功，为充分合理地利用寿王坟铜矿存窿硫化矿资源奠定了基础。     

驯化氧化亚铁硫杆菌浸出废铜矿中铜的研究

应用驯化的氧化亚铁硫杆菌对大宝山废铜矿石进行了浸出铜的试验研究。结果表明，次生硫化矿（辉铜矿）浸出10d，铜浸出率可达79％；对原生硫化矿（黄铜矿）浸出25d，铜浸出率达25％。氧化亚铁硫杆菌浸出铜的机理在于其氧化分解了矿石中的黄铁矿、黄铜矿、辉铜矿及其它硫的化合物。     

永平低品位原生硫化铜矿石细菌浸出条件研究

为回收利用永平铜矿废矿石中的低品位原生硫化铜矿资源，通过摇瓶实验，研究了接种量、初始Fe^2＋浓度、矿浆酸度、矿石粒度和矿浆浓度等条件对永平低品位原生硫化铜矿石细菌浸出的影响。研究结果表明：有利于铜浸出的条件是接种量20％，初始Fe^2＋浓度0g／L，初始pH值1．2，浸出过程控制pH值小于1．50，矿石粒度5mm，矿浆浓度20％～25％；溶液中三价铁含量过高或产生铁的沉淀都会直接影响细菌的浸矿效果；尽管浸矿细菌能很好地适应浸矿环境，但铜的浸出速度偏慢、浸出率偏低，有待于采取强化浸出措施。     

难采低品位硫化铜矿原地破碎微生物浸出研究

世界铜资源分布很不平衡,我国铜的自供率不足50%,我国铜矿山的现有条件无法满足对铜的需求量,而许多铜矿都有大量的表外矿、残矿、废石、尾矿以及难采矿石资源.进行低品位硫化铜矿原地破碎微生物浸出的工业化生产,投资少,见效快、成本低、安全及环保生态好,是综合回收矿产资源,满足市场需求,增强矿山活力的有效途径.文章以东同矿业公司难采低品位硫化铜矿室内细菌浸出试验为依据,详细论述了原地破碎微生物浸出工程技术方案、投资估算和经济效益,研究表明项目的实施既能为矿山带来显著的经济效益,同时将极大地提高矿产资源开发利用水平.     

影响原地爆破浸出率的主要因素综述

根据原地爆破浸出工艺特点及浸出的物理——化学原理，总结提出了影响原地爆破浸出率的主要因素。从矿石的物理、化学性质，待浸矿堆的物理特性以及浸出工艺参数3个方面分析讨论了矿石的裂隙发育程度、矿石中有害元素或化合物的含量、筑堆矿石块度、矿堆的孔隙度、矿堆的渗透性、浸出剂浓度和氧化剂等对浸出率的影响。     

地质聚合反应制团对低品位铜矿石高压辊破碎—生物浸出的影响

为使团聚体在酸性条件下保持稳定并提高浸出效率，对高压辊磨机破碎后的低品位铜矿石进行了地质聚合反应制团后的生物浸出研究。考察了地质聚合物凝胶对浸矿微生物氧化活性的影响，以及原料、团聚体和粗颗粒矿石在柱浸中的表现，并借助核磁共振波谱（NMR）和扫描电子显微镜（SEM）分析技术研究了团聚体的性质。结果表明：经高压辊磨机破碎的矿石制团后浸出，66 d浸出率为61%，而粗颗粒矿石在相同时间内浸出率仅为28%；地质聚合物凝胶不会减弱微生物的氧化活性；原料经制团后渗透性显著提高且团聚体在柱浸时能长时间保持稳定；地质聚合物凝胶的形成是团聚体在酸性条件下稳定的原因，且矿石颗粒以地质聚合反应团聚后，颗粒间仍存在有大量的孔隙和裂纹而利于浸出。高压辊磨机破碎后的低品位铜矿石经地质聚合反应制团后生物浸出可使得低品位铜矿石的提取更加高效，并被期望在堆浸中得到应用。     

含砷硫化铜精矿的细菌浸出研究

细菌浸出金属因其投资小、成本低、污染轻，适合处理低品位和难处理矿石，已在次生硫化铜矿石提铜中作为首选工艺。介绍了我国某含砷低品位硫化铜矿浮选精矿的细菌浸出试验研究结果，通过选育优良浸矿菌种，可以高效地直接提取某铜精矿中的铜，铜浸出率达到85．52％。     

湖南某矿细菌浸铀

细菌浸出法是利用某些微生物及其氧化产物溶浸矿石中有用金属的一种工艺。介绍了湖南某矿铀矿石柱浸、地表堆浸、井下原地破碎细菌浸出结果,考察了不同浸出剂、浸出时间、矿石粒度、矿石层高度、浸出剂中Fe3+浓度等因素对铀浸出率的影响。结果表明,利用细菌浸出法可提高铀的浸出率、降低酸耗、缩短浸出时间。     

原地破碎浸出某低品位铜矿石的动力学研究

简要的对湖南某低品位铜矿石原地破碎浸出进行了动力学分析,得到了此种矿石原地破碎浸出的反应速率,为此种矿石进行浸出提供了依据。     

预先分级联合选别提高某低品位铜矿金属回收率试验

某大型低品位金铜矿山较高品位铜矿石选用浮选工艺进行富集，低品位铜矿石则利用生物堆浸工艺生产阴极铜，该矿山生物堆场随着堆高的增加，酸铁不断浸出、铜浸出率下降。针对该生物堆浸低品位铜矿石，采用预先分级、选冶联合工艺，并对原有堆浸工艺进行优化，2 mm筛上产品柱浸试验浸出率为75.22%，比原工艺流程浸出率提高了5.08个百分点，铁累积浸出率同比下降了2.75个百分点。-2 mm产品通过浮选工艺最终可获得含铜20.20%、回收率87.21%，伴生金品位3.6 g/t、金回收率58.74%，伴生银品位83.7 g/t、银回收率为68.28%的铜精矿，以及含硫47.12%，回收率33.00%的硫精矿。预先分级、选冶联合工艺铜综合回收率为79.55%，较原生物浸出工艺铜浸出率69.14%提高10.41个百分点，并伴生回收贵金属金、银及副产品硫精矿，使用该工艺可增加利润约1.16亿元。工艺改造后不仅可提高资源利用率，产生较大的经济效益，还可降低酸铁的浸出，大大降低环保处理成本。     

某难选氧化铜矿分步优先浮选和中矿处理工艺研究

某难选氧化铜矿石氧化率和结合率高,原矿品位低,选别指标不理想。为了提高铜精矿指标,提出了分步优先浮选工艺流程方案。比较了中矿不磨、再磨再选和中矿浸出三种方案,其中以中矿浸出效果最好。新工艺的特点是,采用分步优先浮选可尽早回收易选的硫化铜和氧化铜,又可防止过磨;铜精矿品位达26.35%,回收率达70%。     

某玄武岩型难选氧化铜矿浮选-浸出联合工艺研究

采用浮选?浸出工艺处理含铜0.94%的玄武岩型氧化铜矿,该铜矿物氧化率高,嵌布粒度较细,属于低品位难选氧化铜。通过硫化浮选法回收部分氧化铜矿及硫化铜矿,可得到品位为16.2%,回收率为50.7%的浮选铜精矿,通过硫酸浸出法回收浮选尾矿中的细粒级铜矿物,浸出率达87%,此浮选-浸出工艺实现了铜矿物的有效回收。     

难选低品位铜镍矿细菌浸出的研究

阐述了难选低品位铜镍矿细菌浸出试验 ;考察了Ag+对该矿细菌浸出的催化作用 ,并初步讨论了其催化机理 ;依据多金属硫化矿细菌浸出机理提出了两段细菌浸出工艺 ,排除了镍对黄铜矿溶解的负面影响 ,使铜、镍浸出率分别达到 68 0 7%和 68 1 3%。     

非洲赞比亚难选混合铜矿工艺矿物学研究

非洲赞比亚穆利亚希混合铜矿中铜品位为1.46%,铜矿物氧化率高,为76.92%,其中难选的结合氧化铜含量较高,结合率为39.16%,导致该矿石的选别难度极大。采用显微镜观察、矿物参数自动定量分析系统(MLA)等手段进行工艺矿物学研究,发现矿石中存在铁质矿物浸染结合铜和包裹氧化铜的现象,硅孔雀石和孔雀石与褐铁矿和黑云母包裹且嵌布粒度较细,造成矿石选别困难。依据工艺矿物学研究结果确定了适宜的选别流程,浮选闭路采用一粗一精一扫流程,可得到铜精矿品位为29.89%,回收率为30.56%,浮选尾矿采用加温酸浸法,可得到铜浸出率为82.19%,高效回收了难选混合铜矿中的铜资源。     

浮选—浸出工艺回收澳大利亚某低品位铜金矿中的铜、金、硫

澳大利亚某低品位铜金矿中铜以黄铜矿形式存在,金大部分以单体自然金形式存在,赋存于硫化物及脉石粒间,部分以不可见金的形式被黄铁矿包裹。黄铜矿和黄铁矿嵌布粒度较细,平均粒度0.03 mm。试验采用混合浮选—铜硫分离工艺,获得铜、金品位分别为19.02%和13.99 g/t,铜、金回收率分别为73.00%和49.29%的铜精矿;硫精矿经再磨后利用绿金浸出剂浸金,获得对原矿金浸出率14.92%,金总回收率64.21%,浸渣硫品位30.23%,可作为硫精矿销售。      

低品位高含泥铁帽金矿提金工艺的研究

江西瑞昌市吴家金矿系武山铜矿北矿带１￣＃铜矿体上部的铁帽金矿，孩矿品位低《Ａｎ１．０～３．０ｇ／ｔ），含泥高（３０％～４０％）。本文论述了采用制粒堆浸技术处理此种金矿的研究和工业生产实践。结果表明，制粒堆浸浸出串达７７．０１％，与直接堆浸相比，浸出车提高１１，９６％，浸出周期缩短５天。吴家金矿年获利税３５９．８０万元。     

微生物溶浸铜矿研究

随着铜工业的发展，微生物浸矿技术运用于开采低品位、复杂和难选铜矿，近几十年来，在很多国家和地区得到了应用和发展。文中阐述了铜矿溶浸开采中所用细菌和培养方法，细菌浸出的机理。以及处理低品位铜矿和电积工艺。     

铜矿峪低品位铜矿细菌浸铜研究

用氧化亚铁硫杆菌对铜矿峪矿低品位铜矿石进行生物氧化浸矿试验,从而在酸浸基础上进一步提高铜浸出率。结 果表明,添加细菌浸矿时,铜浸出率可提高10％以上。对地下溶浸工艺而言,先用细菌将Fe2 化为Fe3 ,再将溶液注入矿体,浸 出硫化矿中的铜是行之有效的方法。     

难处理混合铜矿选冶联合试验研究

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。