盐酸—三氯化铁选择性浸出含铋铜精矿分离铜铋

采用盐酸与六水合三氯化铁体系浸出含铋铜精矿分离铜铋,浸出液水解沉淀制备氯氧铋产品,水解后液可通过硫化沉淀回收其中的铜。结果表明,铜铋分离最佳浸出条件为HCl 2mol/L,每公斤矿所属FeCl_3·6H_2O量为320g,液固比3∶1,浸出温度70℃,浸出时间3h。此条件下,铋的浸出率大于95%,铜精矿含铋由2.97%降至0.2%,符合行业标准。浸出液经中和水解可得到含铋大于65%的氯氧铋产品。     

从铋渣中回收铜铋实验研究

采用硫酸和盐酸两段浸出, 使铋渣中的铜和铋与其他有价金属分离, 再经旋流电解提取浸出液中的铜和铋, 从而回收铋渣中的铜和铋。实验结果表明, 硫酸浸出铜工序中, 在硫酸用量为理论量的3倍、双氧水用量为原料的40%、液固比5∶1、浸出温度70～80 ℃、浸出时间2 h条件下, 铜浸出率达91%; 浸铜后的渣用盐酸浸出铋, 在盐酸用量为理论量的2～3倍、液固比5∶1、浸出温度70～80 ℃、浸出时间2 h条件下, 铋浸出率达98%。对含铜浸出液和含铋浸出液进行旋流电解, 得到含铜99.95%的阴极铜及含铋96.78%的粗铋, 且铜回收率达99.0%, 铋回收率达98.0%。     

用选冶联合工艺处理某含铜多金属矿的研究

本文研究了内蒙古某含铜多金属矿石的工艺矿物学特点,制定了合理的铜铋选冶联合工艺流程,为该矿开发提供了技术依据.铜铋混合精矿中铜品位为21.6%,铜回收率95.26%,铋品位为4.58%,铋回收率为78.86%,采用常压酸浸一置换法进行铜铋分离,得到了氯氧化铋和含铜20%的铜精矿,铋浸出率为98%,铜浸出率为6%.     

从钨重选粗精矿中浮选回收铜铋试验

粤北某高硫伴生铜、铋的钨矿选矿厂采用枱浮从重选钨粗精矿中回收硫化矿物,再采用抑铋浮铜-重选选铋工艺从硫化矿混合精矿中分离回收铜铋,不仅铜、铋回收率低,且铜精矿含铋高。为解决铜、铋的高效分离与回收问题,以现场重选钨粗精矿为试样,进行了铜、铋分离与回收试验。结果表明：WO₃、Cu、Bi、Ag品位分别为13.66%、3.32%、1.93%和308.50 g/t,主要铜矿物为黄铜矿和辉铜矿,主要铋矿物为辉铋矿,有用矿物粒度主要为0.64~0.04 mm,黑钨矿、白钨矿、黄铁矿嵌布粒度略粗,黄铜矿、辉铋矿粒度略细的试样,在棒磨至-0.2 mm的情况下,以石灰为调整剂、SY为铋抑制剂、Z-200为捕收剂1粗1精2扫流程抑铋浮铜,以GYC-1为铋活化剂、丁基黄药为铋捕收剂1粗2精2扫流程活化浮铋,最终获得铜品位为19.01%、铜回收率为93.51%、含铋0.81%的铜精矿,以及铋品位为21.39%、铋回收率为78.61%、含铜0.63%的铋精矿,与现场生产指标相比,铜精矿铜品位、铜回收率分别提高了10.48和9.19个百分点,含铋下降了1.85个百分点;铋精矿铋品位下降了5.23个百分点、铋回收率提高了33.25个百分点,含铜下降了1.68个百分点,较好地实现了铜、铋的分离与回收。     

从钨重选粗精矿中浮选回收铜铋试验

粤北某高硫伴生铜、铋的钨矿选矿厂采用枱浮从重选钨粗精矿中回收硫化矿物，再采用抑铋浮铜—重选选铋工艺从硫化矿混合精矿中分离回收铜铋，不仅铜、铋回收率低，且铜精矿含铋高。为解决铜、铋的高效分离与回收问题，以现场重选钨粗精矿为试样，进行了铜、铋分离与回收试验。结果表明：WO₃、Cu、Bi、Ag品位分别为13.66%、3.32%、1.93%和308.50 g/t，主要铜矿物为黄铜矿和辉铜矿，主要铋矿物为辉铋矿，有用矿物粒度主要为0.64~0.04 mm，黑钨矿、白钨矿、黄铁矿嵌布粒度略粗，黄铜矿、辉铋矿粒度略细的试样，在棒磨至-0.2 mm的情况下，以石灰为调整剂、SY为铋抑制剂、Z-200为捕收剂1粗1精2扫流程抑铋浮铜，以GYC-1为铋活化剂、丁基黄药为铋捕收剂1粗2精2扫流程活化浮铋，最终获得铜品位为19.01%、铜回收率为93.51%、含铋0.81%的铜精矿，以及铋品位为21.39%、铋回收率为78.61%、含铜0.63%的铋精矿，与现场生产指标相比，铜精矿铜品位、铜回收率分别提高了10.48和9.19个百分点，含铋下降了1.85个百分点；铋精矿铋品位下降了5.23个百分点、铋回收率提高了33.25个百分点，含铜下降了1.68个百分点，较好地实现了铜、铋的分离与回收。     

从云南某硫精矿中回收铜铋的选矿试验

云南某硫精矿含铜0.76%、含铋1.77%;铜主要赋存于黄铜矿中,铋主要以辉铋矿、辉铅铋矿、铋华和自然铋等形式存在;含铜矿物主要以连生体形式存在于粗粒级中,含铋矿物多以微细粒单体形式存在于微细粒级中。为回收该硫精矿中的铜、铋元素,进行了选矿试验研究。结果表明:以0.043 mm为分级粒度进行分级,粗粒级磨细至-0.074 mm占81%,以石灰为抑制剂、ZA为铜捕收剂,经1粗2精2扫闭路浮选,获得了铜品位为18.29%,作业回收率为87.79%,对硫精矿回收率为70.88%,含铋0.47%的铜精矿;细粒级在盐酸浓度为3 mol/L、氯化钠用量为100 kg/t、BJ用量为150 kg/t、液固比为3条件下常温浸出2.5 h,获得了铋浸出率为95.54%、对硫精矿回收率为90.04%,浸渣铋品位为0.13%的指标。     

行洛坑钨矿伴生钼铜铋浮选分离新工艺研究

为提高宁化行洛坑钨矿伴生钼铜铋硫化矿的浮选分离指标,采用优先浮钼-铜铋混浮-铜铋分离-铋粗精矿再浸出收铋新工艺进行了试验研究,获得了钼品位为45.37%、钼回收率为90.46%的钼精矿,铜品位为23.01%、铜回收率为91.03%的铜精矿及铋品位为62.37%、铋回收率为60.09%的铋精矿。与现场原来采用的钼铜铋依次优先浮选工艺相比,试验新工艺使钼精矿钼回收率提高了4个百分点以上、铜精矿铜回收率提高了8个百分点以上、铋精矿铋回收率提高了52个百分点以上,效果显著。     

铋精矿加压氧化氨浸高效分离铜、硫和铋

针对湖南柿竹园铋精矿火法冶炼过程中存在的成本高、低浓度SO₂和散烟排放污染环境、有价金属综合回收率低等问题, 以柿竹园铋精矿为原料, 提出了加压氧化氨浸分离铋与铜、硫的新工艺, 研究了氨水加入量、浸出温度、浸出时间、浸出压力及浸出液固比等因素对铜、硫、铋浸出率的影响。在氨水用量1.8 mL/g_铋精矿、液固比4∶1、釜压2.8 MPa、浸出温度160 ℃、浸出时间5 h、搅拌速度600 r/min的优化工艺条件下, 铜、硫浸出率分别达93.57%和92.87%, 铋不浸出并以氧化铋形态全部入渣, 实现了铜、硫与铋的高效分离。     

铜精矿选择性浸出降铋研究

钢精矿超铋使其冶炼受到极大限制,针对这一问题,研究了超铋铜精矿选择性浸出降铋的作用机理及效果,影响浸铋的因素与技术参数,寻求最佳工艺条件。     

多金属硫化矿石的分离和综合回收

粤北某多金属硫化矿富含铜、铅、锌、铋、银等有价金属。该矿选矿厂原来的浮选分离指标不好 ,造成资源的很大浪费。小型试验到工业生产表明 ,该种矿石的有用元素可以得到进一步综合利用 ,生产指标平均为铜精矿含铜 2 3 .5 %、银 110 0g/t,铜回收率 85 % ;铅铋混合精矿含铅 5 0 %、铋 2 2 %、银 380 0g/t,铅回收率 92 % ,铋回收率 84.2 % ,银的综合回收率 90 .6 % ;锌精矿品位 5 1.1% ,回收率 92 %。经济效益大为提高     

西藏某铜钼混合精矿分离试验研究

西藏某铜钼矿是以铜为主伴生钼的低品位铜钼矿,针对该铜钼混合精矿的性质特点,通过试验确定了铜钼分离的合适的工艺参数,经过一次粗选一次扫选四次精选的闭路试验,获得含Cu 19.05%、含Mo 0.293%,Cu作业回收率99.82%的铜精矿,含Mo 48.24%、含Cu 1.13%,Mo作业回收率83.20%的钼精矿,铜钼得到了有效分离。     

某富钴低镍锍矿的铜镍钴分离技术研究

某公司生产的富钴低镍锍为人造金属硫化矿石,矿石中富含镍、铜、钴等有价金属。结合该矿石工艺矿物学特性,对原矿进行一段磨矿,采用一次粗选—五次精选—二次扫选的工艺流程对该矿石进行了选矿试验。在磨矿细度-0.053mm占96%,用NaOH调节矿浆pH值至12.5～12.6,捕收剂S11016用量为110g/t的条件下进行全流程闭路试验,获得了含铜62.98%、含镍5.06%的高品位铜精矿和含镍42.65%、含铜5.66%的镍精矿;钴在镍精矿中富集,回收率为97.00%。该工艺选矿指标良好,较好地实现了富钴低镍锍矿石中铜与镍钴的浮选分离。     

提高大红山铜矿铜精矿品位试验研究

由于大红山铜矿原矿性质与开采初期相比发生了变化,使浮选的铜精矿品位仅为21%～23%。通过试验研究分析,影响铜精矿品位的主要原因是铜矿物与黄铁矿、石英等杂质的连生体增加。经过多方案探索,采用粗精矿再磨的方法使铜精矿品位从24.18%提高到了28.66%,并利用小型试验结果开展连续扩大试验,使铜精矿品位由20.71%提高到28.30%。从技术上解决了生产中铜精矿品位不高的问题。     

某铜铅锌硫化矿浮选分离试验研究

以云南某铜铅锌硫化矿为研究对象,采用铜-铅-锌全优先浮选工艺,通过原矿细磨和铅粗精矿选择性再磨强化矿物单体解离,充分利用组合抑制剂亚硫酸钠+硫酸锌的协调效应和选择性,捕收剂Z-200、乙硫氮及BK906的高选择性,在适宜工艺参数下,获得了铜品位22.78%、铜回收率83.28%、含铅3.01%、含锌4.23%的铜精矿,铅品位75.86%、铅回收率82.75%、含铜0.17%、含锌1.64%的铅精矿和锌品位51.87%、锌回收率93.16%、含铜0.24%、含铅0.31%的锌精矿。     

硫精矿立磨再磨再选回收铜试验研究

为提高大宝山铜矿铜回收率, 针对硫精矿中铜品位低(0.31%)、嵌布关系复杂的特点, 采用DY-1为铜捕收剂、石灰为黄铁矿抑制剂、2^#油为起泡剂, 进行了硫精矿立磨再磨再选试验研究。在优化的工艺条件下, 可获得可市售的铜精矿产品。开路试验铜精矿平均产率1.07%、平均Cu品位13.19%、Cu回收率45.68%, 硫精矿硫平均品位41.20%、硫回收率84.65%。由计算机模拟计算得到闭路流程铜精矿回收率为67.28%, 品位13.19%。     

赞比亚某硫化铜矿选矿试验研究

赞比亚某硫化铜矿铜品位1.57%,含铜矿物以黄铜矿、斑铜矿为主,脉石矿物以白云母、石英、黑云母为主。对该硫化铜矿进行了选矿试验研究,结果表明: 矿石在磨矿细度-74 μm粒级占70%条件下,采用石灰作调整剂、丁基黄药作捕收剂、松醇油作起泡剂,经过一粗一精一扫闭路浮选流程,可获得铜品位33.86%、铜回收率97.37%的铜精矿,选矿工艺流程及药剂制度较简单,选矿指标较好。     

混合铜冶炼渣浮选回收铜试验研究

粗选Ⅰ采用选择性强的捕收剂进行快速浮选,粗选Ⅱ采用捕收能力强的捕收剂进行分步浮选的工艺流程,对某冶炼混合炉渣进行了铜回收试验。结果表明,在磨矿细度为-45μm占85%给料下,以Z-200为粗选Ⅰ作业的捕收剂,快速浮选能直接获得含铜为27.57%、回收率为56.97%的铜精矿;以WP为粗选Ⅱ和扫选作业的捕收剂,并采用Na2S对矿浆进行硫化,调节p H为9.4,能获得含铜为17.32%、回收率为30.05%的铜精矿。混合后能获得含铜为22.89%,回收率为87.02%的最终铜精矿,同时渣选尾矿含铜降至0.23%。     

陕西某含铅钼矿石选矿试验研究

某含铅钼矿石工业类型为破碎石英岩(脉)钼矿石,矿石中辉钼矿粒度微细,方铅矿粒度相对较粗,辉钼矿与方铅矿及石英关系密切,与方铅矿呈互相包含关系。本文针对矿石性质,结合探索试验,最终采用钼铅优先浮选工艺处理该矿石,得到钼品位41.23%、回收率82.66%的钼精矿,铅品位56.81%、回收率56.87%的铅精矿。     

硫化铜精矿碳还原的研究

本文研究了硫化铜精矿碳还原，结果表明，在加催化剂的条件下，铜还原率达９８％，还原率随温度升高而提高；ＣａＯ／Ｃｕ２Ｓ的作用明显，而Ｃ／Ｃｕ２Ｓ的作用不显著。在未加催化剂情况下，铜还原率低，Ｃ／Ｃｕ２Ｓ的作用明显，ＣａＯ／Ｃｕ２Ｓ的影响甚微；反应时间大于９０分钟，延长时间还原率几乎不再提高；在较高还原率时，ＣａＯ的固硫作用随还原率的提高而增加。     

硫化铜精矿矿浆电解热力学

为探明元阳金精矿在矿浆电解条件下的氧化过程机理，研究黄铜矿在矿浆电解条件下的热力学，黄铜矿在氯化物溶液中的酸溶反应及硫化铜矿氧化过程热力的研究结果表明，矿浆电解的条件下，黄铜矿能发生化学溶解，黄铜矿按反应CuFeS2－4e=Cu^2 ,Fe^ 2S^0与CuFeS2-3e=Cu Fe^2 2S^0无痛发生氧化溶解，但生成Cu^ 的反应热力学上更有利。