低品位含铜金矿柱浸试验研究

采用柱浸法对紫金山矿区含铜金矿进行浸出试验,分别考察矿样粒度、铜品位、喷淋强度、氰化钠喷淋浓度和浸出时间对浸出率的影响。结果表明,采用堆浸法处理该含铜金矿矿样是可行的,对-80mm粒级在15天内金浸出率大于86%,浸出前期金、铜同时浸出,在浸出后期出现沉铜现象。     

含可溶性铜盐难处理金银矿石预处理—浮选—氰化试验研究

针对含可溶性铜盐难处理金银矿石性质,进行了提金试验研究,并考察了洗涤过程中铜矿物的溶解规律及铜在氰化反应体系中的浸出规律。结果表明:矿样采用预处理—浮选—氰化工艺进行处理,可获得较好试验效果;矿样经过水洗除铜后,采用浮碳药剂及新型复合捕收剂进行浮选,可有效降低尾矿金品位;浮选精矿采用氰化贫液磨矿,并加入NaOH调节pH10,可明显降低NaCN消耗量,由直接氰化的110 mL降低至70 mL,且Au浸出率达94.8%、Ag浸出率91.0%。     

某浮选铜精矿中铜、金浸出试验研究

在氯盐酸性体系中,对某浮选铜精矿进行了加压氧化浸铜的试验研究,探讨了温度、氧气分压、硫酸用量、氯化钠用量等对铜精矿中铜、铁浸出的影响。试验结果表明：在氧化温度110℃、氧分压0．45MPa、矿样粒度-0．043mm占85％、硫酸用量90g／L、氯化钠用量30g／L、液固比5／1、浸出时间2、5h、搅拌速度750r／min初始条件下,获得铜浸出率为92．18％。铜浸出渣经摇床重选脱硫,脱硫渣氰化浸金。当浮选精矿铜浸出率达到90％上时,对应渣中金的氰化浸出率都在96％以上。     

浮选机尾矿再选工业试验研究

云南迪庆有色金属有限责任公司普朗铜矿属多金属超大斑岩型铜矿,工艺矿物学分析结果表明,普朗铜矿浮选尾矿矿样中铜矿物主要富集在+0.074 mm粒级以及-0.025 mm粒级,其中+0.074 mm粒级主要为含铜连生体。采用大型高效浮选机技术对普朗铜矿浮选尾矿再选进行试验研究,结果表明,HIF-680浮选机的浮选精矿经再磨后返回到主流程粗选作业的指标较好,粗选回收率提高了1.25个百分点,且再磨的最佳磨矿细度为-0.074 mm占比77.64%。依托于大型高效浮选机技术的尾矿再选工程,提高了资源利用率,为选厂创造可观的经济效益。     

缅甸某铜矿的选矿工艺研究

针对缅甸某高硫铜矿样,在方案比选的基础上,确定采用优先浮选的原则工艺,可以有效提高铜精矿中铜的含量,同时综合回收矿石中的铜、硫。在原矿磨至-0.074 mm粒级含量占70%-粗精矿再磨(至-0.074 mm粒级含量占85%)-精选-再选硫工艺流程的闭路试验中,可以获得铜精矿铜品位31.23%、铜回收率89.75%;硫精矿硫品位45.78%、硫回收率61.09%的指标。     

SIXS-1400型智能矿石分选机在石英脉型黑钨矿预选抛废中的应用

针对石英脉型黑钨矿原矿品位低、选矿成本高等问题,研究采用SIXS-1400型智能矿石分选机对原矿进行预选抛废,开展了小型分选试验、半工业连选试验以及工业化试验。小型分选试验中,–32 mm+16 mm粒级矿样、–40 mm+32 mm粒级矿样、–60 mm+40 mm粒级矿样、–80 mm+60 mm粒级矿样的抛废率分别为87.43%、90.60%、86.24%、81.88%,尾矿WO₃品位分别为0.013%、0.021%、0.018%、0.013%。半工业连选试验中,–32 mm+16 mm粒级矿样、–60 mm+40 mm粒级矿样、–80 mm+60 mm粒级矿样的抛废率分别为90.15%、83.76%、82.00%,尾矿WO₃品位分别为0.020%、0.011%、0.018%。工业化试验中,矿样粒级为–32 mm+16 mm、–40 mm+32 mm、–60 mm+40 mm、–80 mm+60 mm时,抛废率平均数为92.27%、89.67%、79.37%、88.57%,尾矿中WO₃平均品位为0.016%、0.0...     

某铜钴矿的硫酸还原浸出研究

研究了刚果(金)某铜钴矿的硫酸还原浸出。结果表明,在矿样粒度为-0.074mm占90%、终点pH为1.5、SO2用量为理论量的1.5倍(4kg/t)、浸出温度80℃、浸出时间120min、液固比4∶1的条件下,铜、钴浸出率分别达到了93.35%和90.13%。在此基础上进行了模拟堆浸的柱浸试验,柱浸采用先浸铜再还原浸钴的分步浸出方式,铜浸出率达72%,钴浸出率为66%。     

某种铜钴矿的浸出过程试验探索

通过对铜钴矿的浸出试验探索,得出铜钴矿样为含钴氧化矿,适宜还原酸浸,浓硫酸酸浸效果更好,还原体系为双氧水与亚硫酸钠组合。最优试验条件为液固比5∶1,加入浓硫酸理论量的1.5倍,按照先后顺序加入双氧水量为矿样质量55.5%和亚硫酸钠量为矿样质量10%,温度70℃,反应时间30 min。在最优的试验条件下进行铜钴矿的浸出试验,钴的浸出率达到99%以上,铜的浸出率达到98%以上。     

墨西哥某氧化铜矿形态学特征对其酸浸试验的影响

通过化学选矿的方法研究了氧化铜矿形态学特征对铜浸出率的影响.以硫酸为浸出剂对某氧化铜矿的两种矿样进行酸浸试验.分别研究浸出剂用量、浸出时间以及料层厚度等影响因素.同时,采用扫描电子显微镜(SEM)观察原矿和尾矿中铜的形态学特征,即A矿样中铜矿物以薄膜的形式覆盖在脉石矿物表面;B矿样中铜矿物呈颗粒状与脉石矿物共生.酸浸试验结果表明:在相同的条件下,A矿样的铜浸出率要远高于B矿样.这是因为A矿样中铜矿物具有更大的比表面积,与硫酸的接触面大,反应更加充分.     

辉绿岩硫化矿选矿试验研究

通过对辉绿岩硫化矿进行全泥氰化浸出、浮选、柱浸浸出的试验研究,研究结果表明:在原矿磨矿细度为-0.074mm占90%的条件下进行全泥氰化浸出,金的浸出率为83.5%;在原矿磨矿细度为-0.074mm占98%的条件下进行浮选,金的回收率为56.21%;经预氧化处理后进行柱浸浸出,金的浸出率为67.5%。经工艺方案比较表明,在黄金价格240元/克的情况下,推荐采用堆浸工艺来处理该辉绿岩硫化矿。     

四川里伍铜矿多金属低品位尾矿工艺矿物学研究

为了研究里伍铜矿浮选尾矿工艺矿物学特征,采用了化学方法和显微镜观察等技术手段。研究发现,里伍铜矿浮选尾矿中主要金属矿物有磁黄铁矿、黄铜矿和铁闪锌矿等,脉石矿物有石英、绿泥石和斜长石等。尾矿粒度较粗,+0.097 mm粒级占67.6%。-0.200～+0.074 mm粒级之间,铜分布率为57.12%,锌分布率为66.70%。金和银嵌布粒度细,分布率与铜分布率接近正相关。尾矿中大部分磁黄铁矿、黄铜矿和铁闪锌矿没有单体解离,互相复杂连生。采用浮选等传统选矿方法,成本相对较高;采用微生物冶金技术回收尾矿中铜、锌等金属更具可行性。     

云南某氧化铜矿选冶联合工艺试验研究

云南某氧化铜矿含铜1．20％,铜氧化率为89．16％,通过小型试验及经济分析,采用先浮选后湿法浸出的选冶联合流程,形成合格的铜精矿及阴极铜两个产品,铜的综合回收率为88．24％,实现了该矿样中铜的充分、经济回收。     

浮选铜精矿加压酸浸工艺研究

系统研究了各种因素对浮选铜精矿铜浸出率的影响。结果表明:在中温条件下铜浸出率不高的根本原因是由于形成大量的硫包裹,于是采用了新型浸出剂ZK-05,使精矿中铜的浸出率达到98%以上,而硫则通过浮选回收,其回收率约为60%。     

石煤钒矿粒度对酸浸提钒的影响

研究了石煤钒矿不同粒度矿物的性质及其对酸浸提钒的影响。结果表明,矿样中的CaO含量及浸出矿浆黏度均随粒度减小而逐渐增加;在+0.300-0.038 5mm的粒度区间内,随着粒度的减小,钒浸出率先增加后降低,在-0.074+0.045mm时浸出率最高,达93.04%,-0.045mm时,钒浸出率开始降低。在本试验条件下的适宜粒度区间为-0.300+0.045mm。     

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。     

红土镍矿堆浸试验

对澳大利亚红土镍矿进行两段逆流堆浸。考察了矿样粒度、浸出液酸浓度、浸出时间、堆高对镍浸出率的影响。结果表明,使用粒度为2～8mm的矿样,一段浸出使用二段浸出液,堆浸时间16天;二段浸出使用新配置的酸液浸出一段浸出渣,酸浓度为22%,堆浸时间60～70天,整个流程镍浸出率为80.28%。     

难处理金矿二次包裹现象研究

进行了难处理高砷金精矿回转窑、沸腾炉两段焙烧、氰化提金工业试验,金浸出率只有80%左右,氰化尾渣含金高达20g.t-1。对回砖窑焙烧矿分粒级后进行二次焙烧和氰化,结果表明金浸出率与焙烧矿的团聚粒度密切相关,直径大于5mm的粗颗粒焙烧矿浸出率达到90%,小于5mm焙烧矿浸出率只有72%。细分粒级研究表明,粒度越小,金浸出率越低。氰化渣金物相分析表明,未浸出的金主要是氧化铁包裹金。电子显微镜形貌研究表明,较细回砖窑焙烧矿存在严重的过烧,氧化铁包裹金主要发生在细团聚颗粒矿物上。回砖窑补热方式不合理是造成过烧的主要原因。     

浸出渣银浮选工艺试验研究

某浸出渣含银140 g/t左右,铜0.61%,锌24.23%,铅2.14%,硫7.43%;银在浸出渣中的形态比较复杂,通过粒度分析知90%以上的银集中在-0.074 mm的细粒级浸出渣之中。通过分析银化学性质和浸出渣银及各物质的性质,考虑用氯化钠、硫化钠等预处理改善浮选指标;加入乙硫氮组合药剂作用来提高银浮选指标。组合用药的试验研究表明,选择组合用药制度有助于银回收率的提高。同时进行了闭路流程比较,获得了较理想工艺流程。锌浸出渣通过一粗两精三扫流程,得到了品位达到了1 860~2 060 g/t,回收率达到75.2%~79%的银精矿,铜有一定的富集,但是品位和回收率显然都不高,品位只有7%,回收率大概在43%左右。本试验研究取得了一定的成果,希望对今后类似的锌浸出渣银回收提高一定借鉴和指导。     

某铜矿尾矿渣微生物柱浸及其动力学

采用两段微生物柱浸对某铜矿尾矿渣中的有价金属进行二次回收研究。考察预处理酸度、接种量、尾矿和废石装矿方式及废石粒度等因素对铜、锌浸出的影响。结果表明,两段微生物柱浸无论改变接种量还是预处理酸度,尾矿最终铜离子浸出率均大于30%,在预处理酸度为5%、接种量10%、-2 mm废石粒级的条件下,铜浸出率可达到38.8%,锌浸出率可达到87.45%。不同的装矿方式浸出差异性不大,分层装尾矿和采场废石并不能有效改善柱子的渗透性。柱浸体系中铜锌浸出动力学模型表明,铜、锌的浸出符合内扩散控制模型。     

选冶联合工艺处理刚果（金）某铜尾矿试验研究

研究了采用选-冶联合工艺湿法浸出-浸出渣浮选处理刚果(金)某复杂低品位难处理铜尾矿,考察了常规湿法浸出和硫酸熟化浸出效果。结果表明:在硫酸用量80kg/t矿,熟化时间15～24h,液固体积质量比3/1,常温下浸出90min,机械搅拌速度260r/min条件下,尾矿中铜浸出率为68.10%,氧化铜浸出率为98.11%,钴浸出率53.32%;浸出渣经浮选,精矿铜品位26.35%,钴品位3.74%,金品位5.87g/t;铜回收率74.64%,钴回收率59.88%,金回收率45.05%。采用选-冶联合流程,铜总回收率为92.11%,钴总回收率为81.28%,指标较好。