某低品位难浸金矿石选矿试验研究

在实验室条件下对某低品位难浸金矿石进行了选矿试验研究。结果表明,采用一粗三精三扫的浮选闭路流程,可获得品位118.5g/t、回收率80.34%的浮选金精矿。浮选金精矿在600℃下焙烧1h后再氰化浸出,可获得金浸出率90.94%、综合回收率73.06%的分选指标。     

刚果（金）某高泥高氧化率铜矿石选矿试验

铜品位为3.70%的刚果（金）某高泥氧化型铜矿石的氧化率达75.81%,主要铜矿物为孔雀石,其次为硅孔雀石、辉铜矿等。为了确定该矿石的合适选矿工艺流程,进行了选矿试验。结果表明：矿石在磨矿细度为-74 μm占70%的情况下采用1次浮选脱泥、2粗2精2扫硫化浮选工艺处理,可获得铜品位为26.82%、铜回收率为72.48%的铜精矿;以硅孔雀石为主要含铜矿物的浮选尾矿采用摇瓶酸浸工艺处理,在硫酸用量为100 kg/t、液固比为3∶1、浸出时间为2 h的情况下,铜作业浸出率可达86.84%;浮选+酸浸工艺的总铜回收率为96.38%。     

豫西某金矿石选冶试验

在对豫西某金矿石进行工艺矿物学研究的基础上,采用浮选-氰化浸出流程对该矿石进行了开发利用工艺研究。试验结果表明,采用1粗1扫3精、中矿顺序返回浮选-浮选尾矿直接氰化浸出工艺处理该矿石,获得了金品位为31.20 g/t,回收率为68.50%的金精矿;浸金贵液金回收率为22.05%,金总回收率达90.55%。     

甘肃某高硫铜金矿石选矿试验

为高效开发利用甘肃某黄铁矿型铜金矿石资源,采用铜硫等可浮—铜硫混合精矿再磨分离流程对铜、金、银等有价金属及硫进行了回收试验。结果表明,在磨矿细度为-74μm占60%的情况下采用1粗1精2扫流程等可浮铜硫,铜硫混合精矿再磨至-37μm占70%的情况下采用1粗1精1扫流程分离铜硫,最终可获得铜品位为28.58%、金品位为293.79 g/t、银品位为627.05 g/t,铜、金、银回收率分别为93.80%、90.18%、89.18%的铜金精矿,以及硫品位为44.78%、硫回收率为88.01%的硫精矿。     

国外某难选高砷铜金矿石选冶联合工艺研究

国外某高砷铜金矿石金、铜、砷品位分别为3.46 g/t、1.028%、1.16%,为高效开发利用该矿石资源,进行了系统的浮选试验以及加压预氧化、氰化浸金试验研究,确定采用混合浮选—铜砷(硫)分离—硫砷精矿加压预氧化氰化浸金—尾矿直接氰化的选冶联合工艺。试验结果表明:原矿在磨矿细度为-0.074 mm占85%时,经1粗2扫混合浮选,混浮精矿再磨至-0.038 mm占85%,经1粗2精1扫铜砷(硫)分离获得铜、金、砷品位分别为22.49%、27.43g/t、0.42%,铜、金、砷回收率分别为87.99%、35.12%、1.88%的铜精矿以及铜、金、砷品位分别为0.47%、9.03 g/t、5.90%,铜、金、砷回收率分别为6.03%、37.93%、86.57%的硫砷精矿;采用加压预氧化—氰化浸金工艺处理硫砷精矿,金对原矿的回收率达到36.19%;采用直接氰化浸金工艺处理混合浮选尾矿,金对原矿的回收率为10.77%;铜和金的选冶综合回收率分别达到87.99%、82.08%,实现了矿石中铜和金的有效回收。     

西藏某高结合率氧化铜矿选冶联合回收实验研究

西藏某高结合率氧化铜矿含铜1.23％,根据其矿石性质,采用浮选酸浸联合工艺回收铜资源.硫化-黄药浮选法回收较易选的氧硫铜矿物,浮选尾矿通过加温酸浸回收其铜资源.实验结果表明,经过一粗一扫二精的浮选闭路流程可获得铜品位为27.33％,回收率为34.88％的铜精矿.浮选尾矿中铜品位为0.81％,对浮选尾矿进行加温酸浸,浸出实验结果表明,在温度为80℃,液固比为3∶1,酸矿比为100kg/t,浸出时间4h,铜浸出率达82.26％.总体实现了该氧化铜矿资源的有效回收.     

复杂铜硫多金属矿综合利用试验研究

针对国内某铜硫多金属矿,含铜0.45%,硫33.65%、金1.45g/t、银41.02g/t,试验采用优选浮选工艺,铜回路采用一粗二扫二精的浮选流程并使用组合捕收剂硫脲+MOS-2的方法,获得铜精矿铜品位20.39%、铜回收率81.00%;硫回路采用一粗二扫的浮选流程并使用调整剂硫酸+捕收剂丁基黄药,通过闭路试验得到硫精矿硫品位49.68%、硫回收率96.24%,伴生金、银综合回收率分别达到91.71%、95.17%。试验指标较好,对该资源开发利用具有借鉴意义。     

硫化浮选-酸浸工艺回收某铜钴尾矿中的铜钴

四川会理某铜钴尾矿铜钴品位分别为0.84%和0.33%,-400目含量占65%,铜钴矿物氧化程度较高。为了充分回收其中的有用成分,减少金属残余对环境的潜在污染,采用硫化浮选-硫酸酸浸工艺进行了铜钴回收试验。结果表明：采用1粗2精2扫、中矿顺序返回硫化浮选流程处理该尾矿,最终可获得铜、钴品位分别为7.14%、4.15%,铜钴回收率分别为76.11%、87.16%的铜钴混合精矿;在硫酸与铜钴混合精矿质量比为15%,液固比为4∶1,浸出温度为75 ℃,浸出时间为100 min的情况下用硫酸酸浸铜钴混合精矿,铜、钴的浸出率分别为86.74%、81.36%。对应试样的铜、钴回收率分别为66.01%、70.91%,较好地实现了该尾矿中有用成分的回收。     

内蒙古某低品位铜铅锌矿石中金银回收工艺研究

在对内蒙古某低品位铜铅锌矿石工艺矿物学研究的基础上,结合矿石中主要有价组分--金银的计价结算体系,确立了将金银富集到铜铅精矿中的流程思路,进行了铜铅混合浮选、后选锌、再铜铅分离流程的工艺技术条件研究,采用试验确定的磨矿、1粗2扫1精铜铅混浮、磨矿、2次混合精选、1粗1扫1精铜铅分离、1粗2扫4精浮锌、中矿顺序返回闭路流程,可以获得金回收率达85.92%、银回收率达50.99%的铜精矿和金回收率达5.50%、银回收率达17.49%的铅精矿,金总回收率高达91.42%、银总回收率高达68.48%。     

某低品位金矿综合回收试验研究

以某低品位金矿作为研究对象,根据原矿MLA工艺矿物学分析,初步确定实验采用原矿混合浮选-精矿氰化浸金-浸渣浮铅的联合工艺流程。原矿经一粗两扫两精的混合浮选流程,得到Au品位16.36 g/t、回收率78.44%；Pb品位7.21%、回收率84.12%的混合精矿；再对混合精矿进行氰化浸金,为考察NaCN用量、CaO用量、浸出时间对金浸出率的影响,进行单因素试验,并利用响应曲面法优化浸出条件。结果表明,响应曲面法优化金浸出率模型p值小于0.05,响应曲面法优化得到的最佳浸出条件为：CaO用量为3093.03 g/t；NaCN用量为2317.91 g/t；浸出时间为33.49 h,在此条件下模型预测金浸出率为90.49%。经过实验验证,得到金浸出率为89.91%,实验结果与响应曲面法优化结果基本一致；浸渣经过一粗一扫两精的浮选实验,最终得到Pb品位50.41%、作业回收率51.11%；Au品位8.56 g/t、作业回收率38.87%的铅精矿。此联合工艺流程得到了不错的选矿指标,实现了资源的综合利用。     

高铁生物浸铜液中铜的回收

在高铁生物浸铜液中通入H₂S气体, 生成硫化铜渣, 双氧水-硫酸浸出硫化铜渣, 得到硫酸铜溶液, 后经蒸发浓缩、冷却结晶制得硫酸铜。研究结果表明: 当生物浸出液pH=1, 反应温度为30 ℃, 反应时间为3 h时, 在生物浸铜液中通入硫化氢, 铜沉淀率接近100%; 双氧水-硫酸浸出硫化铜渣, 当双氧水与铜物质的量之比为6.4∶1, 反应温度为50 ℃, 液固比为15∶1, 硫酸浓度为3 mol/L, 反应时间为2 h时, 铜浸出率为92.1%; 所得浸出液中硫酸浓度为343.49 g/L, Cu²⁺浓度为 25.33 g/L, 通过蒸发浓缩、冷却结晶得到纯度为96%的硫酸铜, 其质量达到工业用硫酸铜质量标准(GB437-93)。     

易门铜冶炼渣选铜试验

易门铜冶炼渣成分复杂,铜品位为1.83%,主要铜矿物为硫化铜,占总铜的94.54%。为高效回收其中的铜,进行了选矿试验研究。结果表明,在磨矿细度为-0.045 mm占90%的情况下,采用1粗3精2扫、中矿顺序返回浮选流程处理该试样,可获得铜品位为18.27%、含银76.20g/t、铜回收率为84.86%、银回收率为44.06%的铜精矿。试验确定的选矿工艺流程较简单,不仅对铜有较好的回收效果,而且综合回收了其中的银,是该试样中铜的理想回收工艺。     

铜电解液电积脱铜制备高纯阴极铜

利用电积法制备高纯阴极铜, 研究了添加剂、电解液温度、电流密度以及Cu²⁺浓度对电积法脱铜制备高纯阴极铜质量的影响。当添加剂(骨胶: 明胶: 硫脲质量比为6∶4∶5)用量为40 mg/L, 电解液温度为55 ℃, 电流密度为200 A/m², 电解液中Cu²⁺浓度从48.78 g/L降至31.71 g/L时, 电积脱铜得到的阴极铜质量达到了高纯阴极铜标准(GB/T 467-1997); 其电流效率达到99.19%, 高纯阴极铜产率达到38.09%。电积脱铜制备高纯阴极铜不仅增加了阴极铜产量, 而且可大大减少电积时黑铜板和黑铜粉。     

提高红透山铜矿选矿回收率的研究

通过对红透山选矿厂选矿工艺现状及原矿性质的深入研究,根据有用矿物嵌布特性和对磨矿细度与金属回收率关系的研究,确定影响红透山选矿指标提高的主要因素是磨矿细度,进而对磨矿工艺进行了改进,以改变二段磨矿介质尺寸的方式,使磨矿细度提高3%～8%,铜、锌、金、银回收率分别提高了0.71、1.57、1.20、1.33个百分点。     

利用铜精矿直接制备超细铜粉

采用高能球磨对铜精矿进行活化预处理, 并通过超声场辅助矿浆电解的方法直接利用铜精矿制备出平均粒度小于10 μm的超细铜粉。超细铜粉经油酸和丙酮的表面改性处理后, 抗氧化性能得到提高。     

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。     

提高某难选铜硫矿石铜的回收率

研究某难选铜硫矿石的浮选工艺，提高铜回收率。在原矿含铜1．09％，含硫32％的情况下，采用磨矿细度-74μm占70％，以ZH-01为捕收剂，用（石灰＋Na2S＋KG）组合抑制剂抑硫浮铜，经一粗二扫二精的工艺流程选别，获得铜品位14．2％，回收率70．30％。金品位3．7g／t，回收率33．5％，尾矿即为硫精矿的较佳指标。铜和金回收率分别比现生产工艺提高10％和11％。     

铜渣生产硫酸铜的试验研究

湿法炼锌过程中,产出一定量的铜渣,对铜渣进行合理利用,将产生一定的经济效益和环保效益。探讨了时间、温度、氧气浓度、液固比、搅拌速度和浸出原液硫酸浓度对铜渣浸出的影响,得出了适宜的浸出条件,铜浸出率可达92%以上。浸出液采用蒸发浓缩—热过滤—再蒸发浓缩—冷却结晶的工艺,结晶通过4次热水逆流洗涤后,达到工业一级五水硫酸铜产品质量的要求。浸出和结晶流程铜的总收率为86.9%。     

含铜氰化液脱铜试验研究

本文针对含铜氰化液进行了氧化沉淀脱铜试验研究,主要开展了氧化脱铜氧化试剂用量、脱铜和沉淀pH、氧化和沉淀时间条件试验,试验结果表明：氰化贵液在氧化试剂0.25kg/m3氧化2小时,调节氧化后液溶液pH=10.50沉淀1小时,氧化沉淀后液溶液铜氰比小于1,活性炭吸附后,载金炭金品位达到3.5kg/t,铜品位仅1-2kg/t。