羊拉铜矿综合回收工艺研究

采用湿法冶金同浮选工艺联合,酸浸—萃取—电积—渣浮选联合工艺综合回收氧化铜矿中的有价元素:酸浸浸出矿物中的氧化铜,通过萃取、电积工艺生产电积铜,浸出渣浮选,回收渣中的残余铜矿物及有价金属金、银,提高氧化矿综合利用价值。     

氧化铜矿物硫化速率及其硫化矿相的研究

实验研究了某地天然单体氧化铜矿的硫化反应。硫化后的矿料用电镜、X射线能谱和化学物相分析鉴定了硫化物的形态及矿物组成。实验结果表明,在300～350℃进行硫化可获得最优效果,各种矿物的硫化率分别为:硅孔雀石(纯):98.8％、兰铜矿:91.10％、黑铜矿:93％。各单体氧化铜矿物的硫化速率的相对大小经测定为: VCuO>VCuCO_3Cu(OH)_2>VCuSiO_3·2H_2O(300～350℃)在恒温下,反应速度的限制环节系硫蒸气通过已形成的硫化铜膜层的内扩散。     

氧化铜矿硫化浮选中硫化钠大量消耗机理研究

针对氧化铜矿硫化浮选中硫化钠用量大的问题进行了研究.采用动态跟踪的方式测量矿浆中S2-浓度的变化,初步探索了氧化铜矿硫化浮选中S2-的去向.结果表明,硫化钠在氧化铜矿硫化浮选中除了用来活化氧化铜矿外,还可以被氧化铜矿催化氧化,这也是在氧化铜矿硫化浮选中硫化钠大量消耗的重要原因.     

矿浆溶液体系对孔雀石浮选的影响

纯矿物浮选试验结果表明：在直接浮选及硫化浮选中，硫酸铵均可成功地用作孔雀石浮选的活化剂。从浮选溶液化学角度研究了铵盐在氧化铜矿浮选中的机理。     

难处理高结合率氧化铜矿选冶联合工艺研究

采用选冶联合工艺对含铜1.53％、氧化率47.06％、结合率21.57％的高结合率氧化铜矿进行回收.原矿的砂光片分析结果表明,矿石中大部分铜矿物嵌布粒度极细,多呈星点状和不均匀浸染状分布,与硅、钙、镁、铝等脉石共生严重,导致浮游性较差.针对该矿石的特点,研究了工艺参数及流程结构对指标的影响,确定了“三次粗选—粗精矿再磨—三次精选”的硫化浮选工艺流程,获得了含铜品位为23.43％、回收率为53.72％的铜精矿.对尾矿的形貌及矿物组成表征发现：铜矿物呈细粒浸染状或被硅酸盐矿物包裹,导致这部分铜损失在尾矿中.在最佳的酸浸工艺条件下,对浮选尾矿进行酸浸试验,获得了相对原矿的浸出率为33.21％的试验指标;铜综合回收率为86.93％.     

氧化铜矿浮选工艺

为有效回收氧化铜矿石中的铜矿物,采用硫化-黄药浮选工艺对某氧化铜矿石进行浮选试验研究.考察了磨矿细度、药剂制度等工艺条件,并进行闭路试验.结果表明采用复合调整剂,复合捕收剂,经两次粗选、两次精选、三次扫选,磨矿细度为-0.074 mm 65%的工艺流程,闭路试验获得的铜精矿Cu品位为20.72%,Cu回收率为94.67%;Au、Ag的回收率分别为81.05%、46.67%.     

东川汤丹难选氧化铜矿微波辐照——常规浮选实验

本实验是在不改变现有工艺流程和现有设备的基础上,将微波这一新技术应用在选矿领域,对进入浮选机的难选氧化铜矿预先进行微波幅照硫化,再进行常规铜矿浮选,探索新的处理方法.结果表明,当用硫化钠作为硫化剂时,在微波辐照硫化时间较短时,对铜精矿的品位有一定的提高.     

云南低品位难处理氧硫混合铜铁矿综合回收试验研究

云南某铜铁矿含铜0.54%,含铁44.41%,矿物共生关系密切,嵌布粒度细,属难选矿石.氧化铜多嵌布于硫化铜矿周边,形成蚀变边结构,针对该蚀变特点,采用粗磨条件下连生体浮选的方法,可以有效回收铜,与细磨条件下相比,铜回收率由46.89%提高到71.80%.采用强磁选—重选联合工艺流程对赤铁矿进行回收,可以得到最终铁精矿品位64.24%,回收率63.38%的选别指标.     

东川汤丹难选氧化铜矿微波辐照——常规浮选实验

本实验是在不改变现有工艺流程和现有设备的基础上，将微波这一新技术应用在选矿领域，对进入浮选机的难选氧化铜矿预先进行微波幅照硫化，再进行常规铜矿浮选，探索新的处理方法，结果表明，当用硫化钠作为硫化剂时，在微波辐照硫化时间较短时，对铜精矿的品位有一定的提高。     

捕收剂在硫化矿物表面吸附机理的研究进展

综述了药剂与硫化矿表面吸附作用机理的理论研究,总结了现代表面测试技术在硫化矿表面吸附作用机理研究中的应用前景．表面测试技术在选矿中的应用,使矿物与药剂的吸附机理研究更加深入,也促进了浮选理论和工艺技术的持续发展和不断完善．     

氧化铜的浮选

本文分析了氧化铜矿的特点及可浮性，介绍了氧化铜矿的各种选别方法．述及氧化铜矿浮选的一些重要理论研究，并探讨了氧化铜矿浮选的研究方向．     

硫化矿物浮选研究——氧化反应速度的确定

硫化矿物在一定条件下容易被氧化，其氧化过程、机理及其对矿物浮选分离的影响，是硫化矿物浮选领域的一个重要研究课题。论文分别以晶格能、氧耗量和交换电流密度值的大小确定了三种硫化矿物的氧化反应速度顺序，并考查了ＰＨ值和温度对硫化矿物氧化反应的影响，从而为这三种矿物在有氧化条件下的浮选行为的解释提供了重要依据。     

矿物浮选过程中矿浆调整的电化学方法——(Ⅰ)矿浆调整电化学方法的理论和实践现状

为强化浮选过程,人们探讨了以电化学方法变更矿物表面的性质。因为该方法无需添加常常干扰矿物选择性过程的专门药剂来影响矿粒的表面性质。已发现,把电化学工艺引入浮选过程,在硫化矿选矿时是相当有效的。     

国内某铜钴矿选矿试验研究

国内某铜钴矿,原矿中的主要金属矿物有黄铜矿、闪锌矿、含钴黄铁矿、菱铁矿等;脉石矿物主要是石英、铁白云石及白云母等。原矿含Cu 0.08%、Co 0.28%、S 17.79%、Fe 19.79%、As 0.43%。矿石中主要回收的有价金属为Cu、Co、S。综合考虑矿石性质,确定采用优先浮选铜—再浮选钴工艺流程试验,获得铜精矿含Cu 20.15%,Cu的回收率为49.12%:钴精矿含Co 0.81%,Co的回收率为91.41%的工艺指标。     

云南典型铜锌硫化矿混合浮选抛尾研究

随着金属铜、锌需求的增长及易选铜锌硫化矿资源的不断耗竭,细粒嵌布的该类难选矿成为重要原料.然而,由于对铜锌硫化矿大多采用优先浮选工艺,导致尾矿中金属损失普遍较大.本文针对云南某典型铜锌多金属硫化矿,采用粗磨条件下的混合浮选抛尾工艺,研究了磨矿细度、药剂种类、药剂用量等因素对抛尾过程的影响.在粗磨细度为-200目75%,乙黄药和丁黄药为组合捕收剂时,浮选抛尾量为原矿量的60%,尾矿含Cu 0.058%、Pb 0.027%、Zn 0.12%,尾矿中各金属损失率分别为Cu 3.21%、Pb 5.49%、Zn 3.35%,在各有价金属以混合粗精矿形式被回收的前提下,实现了较彻底的大量抛尾.本研究的粗磨浮选提前抛尾对铜锌多金属硫化矿资源的经济开发利用具有重要借鉴意义.     

从石菉铜矿“离析焙烧—浮铜”后的尾矿中回收铁的研究

石菉铜矿属氧化铜矿,并伴生有一定数量的赤、褐铁矿。一直采用“离析焙烧”法处理这种矿石。离析焙烧窑内呈还原性气氛,氧化铜经离析作用成为金属铜屑,赤、褐铁矿被还原转变成为磁铁矿。离析窑的产品,经岩矿——浮选回收铜,铁留在尾矿中。据历年生产中测定,尾矿中含铁一般在20％以上,应具有回收利用的价值。为了减少尾矿量和综合回收其中的铁,石菉铜矿提出对尾矿进行回收铁的研究。目的是寻找合适的选矿方法和合理的工艺流程,获得含铁量50％或更高的品位铁精矿。     

有机螯合剂活化硅孔雀石浮选特性研究

用浮选试验和现代测试技术,研究了有机螯合剂对硅孔雀石的活化作用。结果表明,一些亲铜有机螯合剂能有效活化硅孔雀石的浮选。活化效果与螯合剂化学活性和矿物溶解性能有关,活化机理主要为有机螯合剂的强化学活性明显提高了捕收剂的吸附量。     

表面氧化磁黄铁矿的高效捕收研究

针对硫化铜镍矿石中有用矿物易被氧化造成浮选回收率降低的问题,选用磁黄铁矿作为研究对象,通过单矿物浮选试验、吸附量测试和X射线光电子能谱检测,揭示了羟肟酸类捕收剂和黄药类捕收剂与氧化的磁黄铁矿的作用机理.结果表明:选择能直接与矿物表面的氧化产物作用的捕收剂是浮选表面氧化硫化矿的一种可行思路.弱碱性条件下苯甲羟肟酸是表面氧化磁黄铁矿的高效捕收剂,苯甲羟肟酸与氧化的磁黄铁矿表面的氧化膜主要发生"O,O"螯合,苯甲羟肟酸作用后矿物表面亲水性的Fe(OH)_3相对含量减少了37.18%.弱碱性环境下,丁基钠黄药对表面氧化的磁黄铁矿捕收能力弱,主要是因为丁基钠黄药虽然能够较好吸附在氧化的磁黄铁矿表面,但氧化的磁黄铁矿表面的亲水性物质不会减少.     

贵州某铅锌尾矿工艺矿物学研究

采用MLA、EPMA、SEM-EDS、XRD等现代分析测试手段对贵州铅锌尾矿试样进行了详细的工艺矿物学研究.研究结果表明:尾矿中主要含铅矿物为方铅矿和白铅矿,但含铅矿物嵌布粒度微细,且主要分布在-28μm的微细粒级中,回收难度较大.含锌矿物主要为菱锌矿和硅锌矿,损失的主要原因为原矿分选过程中缺少氧化矿浮选流程,其中菱锌矿分布较广且嵌布粒度较粗,主要与白云石、含铅锌褐铁矿共生,为尾矿再选回收的主要对象.此外,菱锌矿中含有一定量的稀贵金属锗,可在锌精矿得到一定程度的富集.研究结果对原矿选矿工艺流程的改进及该尾矿资源的回收利用具有重要的指导意义.     

提高大厂铟锌精矿产品质量的试验研究

研究的矿石属锡石多金属硫化矿类型,铁门锌矿与多种硫化矿紧密共生,浮选分离十分困难．试验采取在粗房条件下浮选硫化矿、硫化矿混合精矿再磨浮选铅锑、浮铅尾矿氧化浮锌的工艺,取得了满意的效果．