非洲某硫化铜钴矿选矿综合回收技术研究

非洲某铜钴矿原矿含铜2.11%,钴0.090%,其中的钴品位较低,难以有效回收,且含钴矿物嵌布粒度不均匀,与黄铜矿、黄铁矿共生关系复杂,严重影响选矿过程中含钴矿物的综合回收。根据原矿性质,采用"铜钴依次优先"浮选工艺流程,结合使用高效选择性捕收剂BKAP,实现了铜、钴资源的综合回收,实验室所得铜精矿铜品位35.08%,铜回收率93.42%;钴精矿钴品位2.27%,钴回收率51.82%。     

谦比希铜矿主西矿体混合矿分选工艺

在对谦比希铜矿西矿体矿样、主矿体矿样矿石性质研究的基础上，确定两种矿样的适宜配矿比例，并以该比例条件下所得混合矿为研究对象，分别优化了粗选工艺中硫化剂种类和用量、磨矿细度及捕收剂用量等条件，试验结果表明采用一次粗选、三次精选、两次扫选闭路浮选流程，可得到产率为4.99%、品位为35.04%、回收率为90.66%的优质铜精矿。     

基于同时平衡原理的Au-I~--H_2O系热力学分析

采用同时平衡原理对Au-I--H2O系的浸金热力学进行分析,分别研究溶液与固体Au以及Au I沉淀与固体Au平衡时的φ-p H关系、Au I存在条件和溶液中含金组分的变化规律。结果表明:随着溶液中含金组分的总浓度cT(Au)的降低或含碘组分的总浓度cT(I-)的增加,还原电位φsol/Au迅速降低,Au3+/Au2O3的平衡p H值增大,非常有利于金的碘化浸出;随着溶液中cT(I-)逐渐增加,出现Au I沉淀且其沉淀量呈先增大后减小的趋势;在cT(Au)为1×10-4 mol/L的条件下,当溶液中cT(I-)浓度大于0.0021 mol/L时,可避免Au I沉淀的生成,金主要以Au I2-络合离子形式存在。Au-I--H2O系的浸金热力学分析为金的高效碘化浸出提供了理论依据。     

某含铜难处理金矿提金试验

分别采用直接氰化法、浮选—氰化法和碘化法处理某含铜难处理金矿,并考察了搅拌强度、浸出时间和矿浆温度对碘化浸金效果的影响。结果表明,采用直接氰化法在氰化钠用量为10kg/t时,金浸出率为82%左右,铜浸出率为40%左右;利用浮选—氰化法得到的浮选精矿中金、铜品位分别为36.9g/t和4.69%,金、铜回收率分别为57.41%和62.35%,浮选精矿中砷品位达到4.2%,浮选尾矿氰化金的浸出率为65.96%;碘化试验中金浸出率达到85.3%,铜浸出率低于1%。碘化法比较适宜处理该金矿,其最佳工艺条件为:搅拌强度400r/min、浸出时间2h、矿浆温度298K。     

赞比亚某铜钴矿浮选回水回用试验研究

以赞比亚某铜钴矿为研究对象,针对铜钴矿浮选回水回用导致铜钴难以有效分离的问题,本文研究了抑制剂对钴矿物的选择性抑制和活化剂对钴矿物的活化作用。采用“一粗、一扫、三精”优先选铜,选铜尾矿采用“一粗、一扫、两精”再选钴的优先浮选工艺,可得到铜品位为31.76%、回收率为94.03%的铜精矿,钴品位为3.25%、回收率为55.29%的钴精矿。本研究可以较好地解决浮选回水回用恶化铜钴分离的问题,实现铜钴的综合回收,为同类型铜钴矿浮选回水回用提供重要技术支撑。     

谦比希铜矿的选矿指标优化实验

谦比希铜矿以硫化铜矿为主,因原矿石中铜矿物的嵌布粒度不均匀,导致现有工艺条件下选矿指标有优化提高的空间.针对这一问题,本文以谦比希西矿体矿石为研究对象,分别考察了中矿再磨、尾矿再磨以及改质机优化入浮前的矿化条件等优化手段对选矿指标的影响.结果 表明:中矿再磨再选实验、尾矿再磨再选实验以及改质机强化浮选矿化条件的实验,均表明在一定程度上能提高选矿指标.且在超级搅拌,中、尾矿再磨等多种优化手段作用下,经一次粗选、两次精选、两次扫选的闭路流程,可得到铜品位26.61％、铜回收率93.34％的优质精矿产品.     

金精矿碘化浸出过程动力学

采用碘-碘化物体系对金精矿进行浸出,通过实际矿石的浸出试验考察搅拌速度、浸出温度、碘浓度及碘离子浓度对金精矿碘化浸出反应动力学的影响。结果表明:提高搅拌速度对金的浸出有不利影响;通过对影响该体系动力学参数的考察,发现其符合核收缩模型,反应过程总体由界面化学反应控制,其表观活化能为31.674kJ/mol,碘浓度和碘离子浓度的反应级数分别为1和0.5,建立了金精矿碘化浸出过程的反应速率方程。     

刚果（金）某细粒复杂铜矿石浮选试验

刚果（金）某细粒复杂铜矿石铜品位为2.69%,主要铜矿物为斑铜矿,大部分以细粒及微细粒不规则状嵌生在脉石矿物中,黄铜矿、孔雀石少量。矿石中次生硫化铜、原生硫化铜和氧化铜分别占总铜的76.21%、13.38%和7.43%。为确定该矿石资源的高效开发利用方案,进行了选矿试验。研究结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占85.86%的情况下,以BKD-1为捕收剂、Na₂S为氧化铜矿物的活化剂、碳酸钠为矿浆pH调整剂,采用3粗2精2扫、扫选精矿合并1次扫精选流程处理,获得了铜品位为38.52%、铜回收率为97.52%的铜精矿。     

赞比亚某冶炼铜渣的综合利用

赞比亚某地堆存大量的火法冶炼铜渣,含铜品位约为2.12％,主要以硫化铜、金属铜的形式存在.为了减少资源的浪费,充分利用这部分资源,进一步提高经济效益,对铜渣进行了常规的浮选实验优化.结果 表明:在磨矿细度-0.074 mm 75％,石灰用量为500 g/t、硫化钠用量为200 g/t、丁黄用量为90 g/t、2#油用量为25 g/t的条件下,按照一粗-两精-两扫、中矿依序返回的浮选闭路流程,获得了含铜品位28.64％、铜回收率91.28％的铜精矿.     

某混合矿浮选中矿、尾矿再磨再选提高铜回收率的研究

在对谦比希铜矿西矿体矿样、主矿体矿样矿石性质研究的基础上,确定两种矿样的适宜配矿比例,并以该比例条件下所得混合矿为研究对象,对该混合矿在磨矿细度-0.074mm占70%条件下,经一粗-两扫-三精的开路浮选流程产生的所有中矿及尾矿开展详细的再磨再选工艺试验来进一步提高铜回收率。结果表明将粗粒中、尾矿集中再磨到细度为-0.074mm占81.41%后,单独进行再选试验可得到综合产率5.28%,综合品位为32.63%,综合回收率为91.15%的混合精矿产品。