氧化铜矿的处理

本文对氧化铜矿的各种处理方法（包括浮选法和联合流程或化学法）进行了评述，概述了我国在氧化铜矿处理的研究和实践中所取得的进展。新型捕收剂、活化剂、抑制剂和起泡剂的研制和应用，药剂的混合应用，外加能场的利用以及生产工艺的改进等，促进了氧化铜矿浮选技术的进步；除酸浸、氨浸和离析法之外，我国独立开发的“氨浸-硫化沉淀-浮选法”和“水热硫化-温水浮选法”为难选氧化铜矿的处理开辟了一条新途径。     

西藏某铜矿选矿试验研究

对西藏某铜矿进行了浮选-浸出试验研究,采用先浮选硫化铜矿、后浮选氧化铜矿并在氧化铜矿浮选中添加少量辅助捕收剂YQC-64的工艺流程,可取得硫化铜精矿品位33.83%、氧化铜精矿品位16.84%、总精矿铜品位28.17%、总回收率87.06%的浮选指标。浮选尾矿用硫酸浸出,浸渣品位可降至0.11%。试验结果表明,该工艺较充分有效地回收了铜资源。     

二氧化硫浸出-浮选处理氧化铜矿研究

<正> 二氧化硫浸出-浮选工艺包括用二氧化硫的饱和水溶液浸出大部分的氧化铜矿物;浸出液加温,使其生成亚硫酸铜-亚硫酸钙沉淀;浸出渣进行浮选,回收其中的硫化铜矿物及剩余的氧化铜矿物。该工艺处理汤丹难选氧化铜矿石的铜总回收率93.98%,铜精矿品位27.84%,最终尾矿含铜0.028%。     

云南东川汤丹氧化铜矿的选矿实践与发展

论述了我国西部特色资源矿--云南东川汤丹氧化铜矿选矿技术的发展概况.对常规硫化浮选法、水热硫化浮选法、电化学处理浮选法、浮选新药剂的研究、氨浸出法、浸出-萃取-电积法以及选冶联合法中的氨浸-硫化沉淀-浮选法、二氧化硫浸出-浮选联合法和浮选-尾矿氨浸法等进行了述评;并对今后其选矿技术的发展趋势进行了预测和探讨.     

浮选镍铜精矿酸浸降镁试验

因浮选方法局限性所致,金川浮选镍铜精矿中氧化镁都降到6.5%以下较困难,为此,对高MgO浮选镍铜精矿进行酸浸试验研究.试验条件为硫酸浓度以10%～15%、浸出温度80℃、浸出时间1.5～2h、循环次数8次,可将精矿中Mg0由11.44%降至6.0%以下.同时对酸浸、除铁、制备铁红、硫化沉淀回收铜、镍,余液制备轻质氧化镁流程和酸浸-硫化沉淀、余液制备轻质氧化镁流程进行对比研究,推荐酸浸-硫化沉淀、余液制备轻质氧化镁流程作为扩大试验流程.     

玄武岩型难选氧化铜矿浮选-浸出联合工艺

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.     

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%。     

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。     

硫化铟氧化酸浸与常规酸浸的动力学比较

为了提高硫化铟的浸出率,从研究硫化铟常规酸浸、高锰酸钾或双氧水氧化酸浸的晶粒参数、表观活化能、反应级数的变化规律入手,对不同状态下硫化铟的浸出动力学进行了研究。结果表明：①硫化铟浸出反应的表观活化能、反应级数、晶粒参数,在常规酸浸状态下分别为35.6 kJ/mol、0.770、0.576,高锰酸钾氧化酸浸状态下分别为13.9 kJ/mol、0.390、0.366,双氧水氧化酸浸状态下分别为17.5 kJ/mol、0.220、0.466。②硫化铟常规酸浸的铟浸出率对浸出温度、硫酸初始浓度的变化比较敏感;而硫化铟氧化酸浸的表观活化能和反应级数均大幅度下降,化学活性显著增强,反应速率明显加快,浸出温度和硫酸初始浓度对铟浸出影响的敏感度下降。③硫化铟的常规酸浸及氧化酸浸动力学模型符合n＜1的Avrami方程,常规酸浸受化学反应与扩散混合控制,而氧化酸浸则受扩散控制,因此,强化搅拌扩散有利于提高铟浸出率。     

在含碳酸盐的铜矿石浮选回路中用酸处理中矿和粗精矿

研究了在最终浮选前用硫酸漫出浮选中矿和粗糟矿对浮选最终指标的影响.这个方法可以有效地应用在现有的浮选回路中,以提高难处理的黑色页岩的铜矿石的浮选效果.用硫酸浸出浮选给矿可以选择性地分解碳酸盐脉石矿物,使硫化矿物选择性解离,从而提高浮选指标.试验结果表明,与浮选未酸浸出的给矿相比较,浸出浮选给矿中50%～70%的碳酸盐矿物后,最终浮选精矿品位和回收率得到大幅度提高.酸浸产品由石膏、可溶于水的硫酸镁和二氧化碳气体组成.反应中放心的二氧化碳气体有利于在矿浆中创造非氧化气氛,阻止硫化矿物中的金属溶解出来.几种不同给料的扩大浮选试验结果充分证明了浮选给矿硫酸浸出对浮选所起的良好影响.浮选给矿的硫酸预浸出工艺的应用不仅可大幅度提高浮选指标(精矿铜和银的回收率及晶位),而且使冶炼中产生的难以销售的硫酸得到合理的利用.     

墨西哥某铜矿浮选-浸出-萃取-电积回收铜工艺研究

墨西哥某矿为氧化铜矿物为主的混合矿,脉石主要为石英,矿石中还含有比较好浮的硫化铜矿物（黄铜矿）,其酸浸效率不如氧化铜矿物,而且酸浸可能产生有害气体硫化氢。重点研究了浮选-浸出工艺,结果表明,采用硫化钠活化和丁黄药浮选,能获得铜品位为19.10%、铜回收率为35.02%的铜精矿;浮选尾矿直接用于后续浸出试验,H₂SO₄浓度为1 mol/L,液固比为3,室温（15 ℃）下搅拌浸出1 h,铜浸出率83.33%。以原矿为计算基准,铜浸出率为54.16%,若浮选精矿加浸出铜的总回收率则达到89.18%。     

难选氧化铜矿分选技术现状与展望

本文介绍了我国铜矿资源的分布、金属铜的生产、消费现状及主要生产企业和难选铜矿石的分选技术现状。着重介绍了硫化浮选法、有机酸浮选法、氨浸硫化沉淀浮选法、离析-浮选法、硫化焙烧-浮选法、化学选矿-浮选联合法、细菌浸出法、氯化焙烧-化学选矿法和特殊捕收剂法的原理和研究现状,对今后氧化铜矿石选矿的发展方向进行了展望。     

刚果(金)某高碳酸盐氧化铜矿酸浸前浮选抛尾试验研究

为解决刚果(金)某高碳酸盐氧化铜矿原矿浸出酸耗高、浮选工业指标较差的问题,根据碳酸盐脉石与氧化铜矿物浮选性能差异,采用开路硫化浮选的方法对氧化铜矿物进行选择性富集和对耗酸碳酸盐脉石进行预先抛尾,再使用搅拌酸浸处理浮选粗精矿。结果表明,使用NaHS(1 050 g/t)对矿浆进行硫化,以戊黄药、Z-200和羟肟酸钠按4∶1∶1配合后的组合捕收剂(650 g/t)进行4次开路浮选,得到了铜品位8.16%的粗精矿,回收率达到了94.75%,而耗酸脉石的抛除率则超过80%。对粗精矿在常温常压下进行搅拌浸出,控制浸出过程pH=1.5,搅拌强度200 r/min,浸出2 h,浸出率可达89.75%。采用开路浮选-搅拌浸出联合工艺处理该矿石,在保证总回收率85.04%的情况下,浸出酸耗比原矿酸浸降低80%,搅拌浸出处理量仅为原矿浸出的20%左右,取得了良好的技术经济指标。     

难选氧化铜矿选冶技术现状与展望

分析难选铜矿石选冶技术现状,着重介绍硫化浮选法、有机酸浮选法、氨浸—硫化沉淀—浮选法、离析—浮选法、硫化焙烧—浮选法、化学预处理—浮选联合法、细菌浸出法、氯化焙烧-化学分离法和氧化铜矿石浮选的特殊捕收剂。展望今后氧化铜矿石选矿的发展方向。     

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。     

某金银铜矿综合利用新工艺研究

四川某铜矿山原有生产工艺简单粗放、产品回收率低,矿石中的金银贵金属及伴生石英矿物没有得到开发利用。本文在工艺矿物学成果的基础上,开发了适于金银铜矿的混合浮选-浸出的联合新工艺。该工艺通过混合浮选方法,分别得到铜金银混合精矿和混合浮选尾矿。其中,混合精矿经进一步浸出处理后,得到浸出率为90%的硫酸铜产品及含金91.01g/t、银6015.00g/t的金银渣产品;同时,混合浮选尾矿经反浮选和浸出除杂处理后,得到具有商品价值的石英精粉。研究结果表明:对四川某金银铜矿,采用推荐的混合浮选-浸出工艺,可以提高铜矿物选矿回收率,减少选铜尾矿的排放,对我国铜矿的技术开发和生态环境的保护具有重大意义。     

氧化铜矿石的选矿技术现状与展望

概述了氧化铜矿石资源的特点及矿石性质。分别从浮选工艺、化学浸出工艺和选冶联合工艺3方面总结了氧化铜矿石的选矿工艺研究现状,从直接浮选、硫化浮选、水热硫化浮选、微细粒真空微泡浮选、脱泥浮选等方面详述了浮选工艺的研究进展;介绍了化学浸出工艺（包括酸浸和氨浸两方面）、集常规浮选和浸出工艺各自优点于一身的选冶联合工艺以及氧化铜矿石的微生物浸出、焙烧-氨浸和离析-浮选等新工艺的研究情况。最后指出：提高氧化铜矿石的选矿技术水平必须认真做好矿石的工艺矿物学研究;要加强高效浮选新药剂的研发力度;在确定矿石的处理工艺时,要在充分认识各选矿方法优缺点的基础上进行必要的优化组合,实现各选矿方法的优势互补。     

尼日利亚某氧化铜矿石选矿试验

尼日利亚某铜矿石属于铜品位高、氧化程度深、含泥量大、铜矿物组成复杂且嵌布粒度粗细不均的难选氧化铜矿石。为确定矿石的合理开发利用工艺,分别进行了硫化浮选工艺和硫酸酸浸工艺研究。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占90%的情况下,采用1粗4精3扫浮选流程处理,可获得铜品位为20.23%、铜回收率为74.35%的铜精矿;矿石在磨矿细度为-0.074 mm占55%、硫酸浓度为74 g/L、矿浆浓度为33%、浸出时间为2 h、搅拌速度为300 r/min的情况下,铜浸出率可达77.22%。从节能、增效角度考虑,酸浸工艺相对更适合该矿石的处理,在磨矿细度-0.074 mm含量从90%降至55%的情况下,铜浸出率高出浮选工艺铜回收率2.87个百分点。     

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。     

某含银高铅复杂多金属矿的分离提取

针对某含银、铅、铜、锌复杂多金属硫化矿的特性,对全混合浮选获得的含银、高铅多金属混合精矿采用焙烧—酸浸工艺处理,银几乎100%进入浸渣而不被稀硫酸浸出,通过对浸渣进行氯盐浸出,对浸出液采用萃取、沉淀、置换等分离技术,使各有价金属得到了有效的分离提取,并初步探讨了银矿物在焙烧中的行为。在最优条件下,Ag、、Pb、Cu、Zn的一次浸出率分别为91.31%、99.62%、96.46%和98.24%。