刚果(金)某氧化铜钴矿浸出试验研究

刚果(金)某地“铜高钴低”氧化铜钴矿含铜2.52%、含钴0.12%, 铜氧化率为94.60%, 采用酸性浸出工艺回收该矿中的铜、钴。结果表明, 在矿物-0.074 mm粒级含量占80%、液固比2∶1、一次性添加硫酸量为150 kg/t的条件下常温浸出2 h, 铜、钴浸出率分别达到93.80%和94.97%, 吨矿耗酸量为62.19 kg(折合吨铜耗酸量为2.82 t)。利用常温酸浸工艺处理该氧化铜钴矿, 可有效回收铜、钴, 可为经济开发类似矿山提供参考。     

刚果(金)某难处理氧化铜钴矿硫酸浸出试验研究

针对刚果(金)某铜品位2.32％、钴品位0.356％、铜氧化率92.09％、钴氧化率88.57％ 的氧化铜钴矿开展硫酸浸出试验研究.结果表明,在矿石细度P80-0.10 mm,浸出液固比2:1,吨矿硫酸用量84 kg,还原剂吨矿亚硫酸钠10 kg条件下常温搅拌浸出时间4 h,浸出渣率为93.62％、铜浸出率90.37％...     

高泥化煤泥水絮凝沉降试验研究

为减少选煤厂处理煤泥水的药剂用量,以煤泥水初始沉降速度和上清液透光率为考察指标,采用单因素试验优选法初步确定煤泥水沉降所需絮凝剂(相对分子质量分别为8×106和1.2×107的聚丙烯酰胺PAM)和无机凝聚剂(CaCl2和MgCl2)的合理用量范围,在此基础上对絮凝剂和无机凝聚剂用量配比进行了优化试验.结果表明:对于质量浓度为75 g/L的煤泥水,当相对分子质量为1.2x107的PAM用量为6.8 g/m3,CaCl2用量为350 g/m3时,上清液透光率可达97.70%,初始沉降速度达22.32 cm/min.     

刚果(金)KAMA氧化铜钴矿选矿试验研究

刚果(金)KAMA氧化铜钴矿具有氧化率高、泥化严重、云母及滑石含量大等特点,采用单一浮选工艺难以获得较好的选矿指标。依据原矿性质,试验制定了先浮云母、滑石等可浮性好的脉石矿物,后浮易选氧化矿,最后采用磁选回收难浮的含铜钴矿物的原则流程,对含铜2.56%,钴0.31%的原矿,小型选矿试验获得品位铜32.20%、钴1.45%,回收率铜53.98%、钴20.75%的浮选精矿和品位铜8.89%、钴1.39%,回收率铜29.44%、钴38.07%的磁选精矿,铜总回收率83.42%,钴总回收率58.81%。     

刚果(金)某氧化铜钴矿选矿试验研究及工业应用

刚果(金)某铜钴矿氧化率高、可浮性差异大、尤其是钴的回收率偏低,通过多年来的技术研究,依据刚果(金)氧化铜钴矿的性质特点及成矿规律,开发出浮选—磁选联合工艺流程,相比单纯浮选工艺,铜回收率提高5%以上,钴回收率提高15%~20%,为该地区氧化铜钴矿的开发利用提供了新的技术方案。     

旋流器脱泥优化某高泥氧化铜矿石的回收效果研究

某高泥氧化铜矿石铜品位为4.26%，主要铜矿物为孔雀石，其次是辉铜矿、硅孔雀石和斜硅铜矿，脉石矿物主要为泥质粉砂岩、石英粉砂、绢云母、绿泥石等。针对氧化铜矿石浮选中矿泥会恶化浮选过程，大量消耗浮选药剂，影响浮选指标的问题，对磨矿细度为-0.074 mm占64.04%的矿石（-0.010 mm占14.05%）优先选出硫化铜矿物后的产品进行了直接硫化浮选和旋流器机械脱泥后的浮选试验。结果表明，用旋流器脱出的产率为12.64%、铜品位为4.82%的细泥采用浸出工艺处理，铜浸出率达95.26%；产率为87.36%、铜品位为3.32%的沉砂采用硫化浮选流程处理，可获得铜品位为24.75%、铜回收率为67.47%的铜精矿，铜综合回收率为84.01%；而直接硫化浮选仅获得铜品位为19.79%、铜回收率为75.09%的铜精矿，尾矿铜品位高达1.02%。与高泥氧化铜矿石的直接浮选相比，脱泥浮选工艺更加平稳、可控，铜回收指标更理想，浮选药剂用量更低，是一种较有发展前景的工艺形式。     

旋流器脱泥优化某高泥氧化铜矿石的回收效果研究

某高泥氧化铜矿石铜品位为4.26%，主要铜矿物为孔雀石，其次是辉铜矿、硅孔雀石和斜硅铜矿，脉石矿物主要为泥质粉砂岩、石英粉砂、绢云母、绿泥石等。针对氧化铜矿石浮选中矿泥会恶化浮选过程，大量消耗浮选药剂，影响浮选指标的问题，对磨矿细度为-0.074 mm占64.04%的矿石（-0.010 mm占14.05%）优先选出硫化铜矿物后的产品进行了直接硫化浮选和旋流器机械脱泥后的浮选试验。结果表明，用旋流器脱出的产率为12.64%、铜品位为4.82%的细泥采用浸出工艺处理，铜浸出率达95.26%；产率为87.36%、铜品位为3.32%的沉砂采用硫化浮选流程处理，可获得铜品位为24.75%、铜回收率为67.47%的铜精矿，铜综合回收率为84.01%；而直接硫化浮选仅获得铜品位为19.79%、铜回收率为75.09%的铜精矿，尾矿铜品位高达1.02%。与高泥氧化铜矿石的直接浮选相比，脱泥浮选工艺更加平稳、可控，铜回收指标更理想，浮选药剂用量更低，是一种较有发展前景的工艺形式。     

刚果(金)某低品位氧化铜钴矿强化还原浸出试验研究北大核心

采用亚硫酸钠强化还原浸出技术浸出非洲刚果(金)某含Cu 0.98%、Co 0.07%的低品位氧化铜钴矿,重点研究了常规硫酸浸出体系下工艺参数条件对浸出的影响。结果表明,在初始硫酸浓度2 mol/L、液固比2∶1、-0.074 mm占68.27%、加入4%的还原剂、总浸出时间6 h、浸出温度80℃的强化条件下,Cu浸出率可达96.50%,Co浸出率为85.21%,酸耗305.09 kg/(t原矿)。还原浸渣中剩余钴主要赋存于硫铜钴矿及褐铁矿,而水钴矿、铜钴硬锰矿中的钴基本被浸出。     

刚果(金)某复杂氧化铜钴矿选矿工艺研究

刚果(金)某氧化铜钴矿含铜3.12%、含钴0.15%,铜、钴矿物赋存状态复杂,选矿难度大,采用"硫化矿与氧化矿分步浮选-硫化粗精矿再磨-氧化粗精矿再选抛尾"的选矿工艺,实现了铜和钴的高效回收。全流程闭路试验获得硫化精矿产品含铜71.13%、含钴0.16%,铜、钴回收率分别为46.47%、2.38%;获得的氧化精矿产品含铜31.66%、含钴1.32%,铜、钴回收率分别为38.23%、36.24%;铜、钴的总回收率分别达到84.70%和38.62%。钴主要因石英、白云石、绿泥石、针铁矿或赤铁矿及硬锰矿等矿物赋存钴而损失于尾矿中。     

刚果(金)某低氧化率铜钴矿选冶联合试验研究

针对刚果(金)某铜钴矿氧化率低、直接浸出回收率低的问题,采用浮选回收硫化铜钴精矿、硫酸浸出浮选尾矿工艺流程处理该矿石。结果表明,采用硫化矿闭路浮选得到的硫化精矿中铜品位50.81%、钴品位1.62%,铜回收率24.79%、钴回收率11.10%; 浮选尾矿在液固比2∶1、硫酸用量202 kg/t_矿条件下常温搅拌浸出3 h,铜浸出率93.98%,钴浸出率72.44%; 选冶综合回收率铜95.47%,钴75.50%,酸耗199.58 kg/t_矿。与原矿直接硫酸浸出工艺相比,铜回收率提高了14.95个百分点,钴浸出率提高了6.93个百分点。研究成果可为同类矿物的开发利用提供技术依据。     

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%。     

都龙矿区尾矿高效浓缩脱水试验研究与应用

针对都龙矿区尾矿沉降困难的问题,以铜街尾矿为研究对象进行静态沉降试验、单因素条件试验和工业试验。确定了絮凝剂种类为1000 W阴离子型聚丙烯酰胺,用量为30 g/t;采用斜板浓密机进行处理尾矿,当底流排放浓度为30%~40%时,可获得溢流水浊度小于300 mg/l,斜板处理量达到了200~220 m~3/h,设备回水率达到70%以上的优良指标。与普通的沉降槽相比,设备单位占地面积处理量提高了4.3倍,回水率提高了2倍,具有巨大的经济效益和社会效益。     

疏水团聚-磁种法回收赤泥中微细粒铁矿试验研究

云南文山铝业所产生的拜耳法赤泥铁品位为21.39%,铁主要以赤褐铁矿形式存在,分布率为76.16%,嵌布粒度微细,采用常规磁选方法难以有效回收。本文拟采用选择性疏水絮凝—磁种磁选方法对赤泥中的铁矿进行回收,选择性疏水团聚可以实现细粒弱磁性矿物选择性絮凝成颗粒较大且磁性较强的絮团,然后通过高梯度强磁选实现赤褐铁矿与脉石矿物分离。在六偏磷酸钠用量为3 kg/t、油酸用量为1.8 kg/t、煤油与油酸的体积比为2.2、聚磁介质直径为1.5 mm、矿浆流速为6 L/min、冲次为300 r/min、磁感应强度为0.85 T的优化条件下,获得的精矿铁品位为40.65％、回收率为50.93％。对在最佳选择性疏水絮凝条件下获得的矿浆,经1粗1精磁选,获得了铁品位为45.13％、回收率为39.77％的精矿。疏水团聚—磁种法作用过程不仅包括各种物理化学作用而且是利用综合力场来处理微细粒弱磁性矿物的新选别技术,其具体作用原理有待进一步的深入研究,试验指标也存在进一步提升的空间。     

立式砂仓全尾砂絮凝沉降试验研究

某矿临时充填系统充填骨料采用机械浓缩脱水,能耗高,效率低,产能小,无法满足深部矿山项目配套的永久充填系统的大能力全尾砂充填需要,综合考虑充填成本和效率,通过研究全尾砂在立式砂仓内进行快速浓缩沉降,实现连续放砂连续充填。在分析絮凝沉降试验和絮凝剂选型的基础上,进行全尾砂絮凝沉降定性、定量试验加以优化选择,试验表明：在供砂浓度为15%时,添加500万分子量的阴离子聚丙烯酰胺(APAM)5g/t,可实现全尾砂沉降速度686.89cm/h,添加成本仅为0.16元/t,确定该矿山全尾砂沉降浓缩的最佳工艺,所得出的主要参数指标可为永久充填站设计和建设提供主要依据。     

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.     

西藏玉龙铜矿某铜矿石选矿试验研究及应用

西藏东部某铜矿原矿铜品位0.60%,钼品位0.026%,铜氧化率18.33%,钼氧化率11.54,属混合矿。本文通过使用新型高效捕收剂BKY ,采用先硫后氧工艺流程,取得较好的选矿工艺指标,小型闭路试验获得指标为：铜精矿1铜品位25.29%、铜回收率74.90%,钼品位1.21%、钼回收率82.13%;铜精矿2 铜品位6.20%、铜回收率7.37%;铜综合回收率84.85%。     

秘鲁某高硫选铁尾矿综合回收铜铁金银新工艺试验研究

秘鲁某选铁尾矿中铜品位0.83％,铁品位24.04％,同时伴生一定的金、银,具有较高的综合回收价值.由于该尾矿的脱硫泡沫中的硫被活化,受铜矿物中次生铜离子对硫的活化作用以及海水中各种离子对铜浮选的干扰,使得选铁尾矿的回收具有一定的难度.针对上述问题,在矿石工艺矿物学研究的基础上,通过工艺流程探索,采用优先选铜-粗精矿再...     

硫精矿焙砂提金及铜锌综合回收试验研究

针对云南某矿山硫精矿焙砂中铜、锌、硫、砷含量高及铁氧化物包裹金等问题,开展了常规氰化浸出和酸浸—氰化浸出两种不同方案回收金的试验研究.结果表明,常规氰化浸出金的浸出率为84.52％,酸浸—氰化浸出的酸浸过程铜、锌浸出率分别为40.25％、38.79％,后续金的浸出率为85.82％.综合比较,酸浸—氰化浸出工艺更优,比常...     

内蒙古某铅锌矿石铜铅分离试验研究

内蒙古某铅锌矿石除含铅、锌外,还含有银、少量的铜等伴生有价金属,其中原矿中含铜量为0.13%。为降低铅精矿的含铜量,产出合格铜精矿,综合提高铜铅利用价值,对铜铅混合浮选和铜铅分离工艺进行小型试验研究。研究结果表明,采用铜铅混合浮选—抑铅浮铜—混合浮选尾矿选锌流程可以较好的实现铜铅分离,铜铅混合浮选闭路试验获得铜铅混合精矿含铅品位42.65%、铅回收率72.45%,含铜品位3.64%,铜回收率75.23%。铜铅分离闭路试验获得铅精矿品位46.37%、铅回收率98.80%,铜精矿品位24.59%、铜回收率90.71%,为综合回收某铅锌矿中伴生低品位铜提供了技术依据。     

富氧焙烧对高铜低硫精矿浸出率和脱硫率的影响

针对高铜低硫精矿的特点,采用了富氧焙烧的技术。通过进行条件实验研究得到,当焙烧时间为8 h,焙烧温度为750 ℃,焙烧富氧浓度为30 %时,焙烧效果最好,在该条件下脱硫率为70 %,焙砂浸出率为97.5 %。通过实验对比富氧焙烧与非富氧焙烧可以得出,采用富氧焙烧可以有效的缩短焙烧时间,降低焙烧所用温度,大大提高了焙烧效率。通过进行重复性验证和工业扩大化研究得出在该最佳条件具有良好的重复性,对实际生产具有一定的指导意义。