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。     

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.     

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。     

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。     

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%。     

刚果（金）SCM矿区低品位高氧化率铜钴矿浮磁联合选冶试验研究

刚果(金)SCM矿区低品位铜钴矿样中,铜以自由氧化铜、结合氧化铜为主,并含少量次生硫化铜,原生硫化铜甚微;钴主要以水钴矿、菱钴矿、钴白云石等氧化钴的形式存在,铜矿物、钴矿物赋存状态复杂,回收难度大。根据矿石性质和实际生产需求,试验采用“预先浮选硫化矿-硫化浮选氧化矿-磁选-浸出”的原则流程,考察了硫化剂种类、铜钴矿浮选作业药剂制度和磁场强度等因素对铜钴分选指标的影响,考察了常规浸出条件下铜钴的浸出效果。研究结果表明：采用Na₂S作为氧化铜钴的硫化剂、丁基黄药为捕收剂、硫化时间4 min时,可实现自然矿浆环境中氧化铜钴的选择性分选;以磁场强度1.1 T、磁场流速1.0 cm/s、磁脉动频率16 Hz为磁选条件,磁选氧化铜钴矿硫化浮选的尾矿,可获得良好的铜钴矿磁选效果。针对含铜1.68%、含钴0.165%、氧化率94.05%的原矿,铜钴矿分选作业采用四段氧化铜浮选、三段氧化钴浮选和两段磁选的开路试验,获得了产率20.99%、铜品位6.67%、铜回收率79.91%、钴品位0.396%、钴回收率51.70%的氧化铜钴粗精矿。对开路试验获得氧化铜钴粗精矿进行硫酸浸出,用98...     

云南某铜铁多金属矿初步可选性研究

云南省某地二叠纪细碧岩中产出的铜铁矿铜矿物以孔雀石和硅孔雀石等氧化铜为主,铁矿物以细粒磁铁矿和磁赤铁矿等强磁性矿物为主。通过对该矿中的铜矿物采用优先浮选和混合浮选工艺进行对比,确定对铜矿物采用混合浮选工艺回收,并对浮选尾矿中的强磁性矿物采用阶段磨矿阶段弱磁选的工艺流程。原矿经浮选-弱磁选联合工艺选别后,开路流程可获得铜精矿产率6.47%、品位32.24%、回收率67.51%,总铜中矿回收率22.2%和铁精矿产率39.11%、品位65.43%、回收率66.80%,总铁中矿回收率13.39%的技术指标。     

东川某难选氧化铜矿石氨基甲酸铵浸出试验研究

东川某氧化铜矿矿石铜品位为1.16%,铜氧化率很高,92.10%的铜以氧化铜的形式存在,碱性脉石含量高,铜矿物嵌布粒度较细,嵌布特征复杂,属高钙镁难选氧化铜矿石。为合理开发利用该矿石,针对硫化—浮选和酸碱浸出效果较差的问题,采用氨基甲酸铵作为浸出剂进行浸出试验研究,考察磨矿细度、氨基甲酸铵用量、浸出温度、浸出时间、搅拌强度、液固比对铜浸出率的影响。在确定的最佳浸出试验条件下,最终可获得铜回收率为85.42%、损失在浸渣铜品位仅为0.194%的良好指标。该浸出试验结果可为该碱性难选氧化铜矿石的工业利用提供技术参考。     

某复杂氧化铜矿浮选工艺研究

国外某铜矿石中铜矿物种类多且性质复杂而难选。针对可浮性不同的铜矿物进行了浮选流程结构的选择以及分段硫化浮选技术的研究,在原矿铜品位4.54%和银品位55.41 g/t的条件下,采用优先浮选硫化铜,再硫化浮选氧化铜的工艺,最终获得了铜和银的总回收率分别为87.39%、79.26%的技术指标。     

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。     

处理氧化铜矿的新方法

现有的选矿方法中,氧化铜矿石或者是用氧化矿的浮选剂进行浮选,或者是经硫化钠硫化以后,用选硫化矿的浮选剂进行浮选。用硫酸和盐酸浸出都不甚有效。新方法主要是采用了SO_2气体,它能被水吸收,并使水呈酸性。MnO_2能有助于生成硫酸,因而就强化了浸出过程。以硫化铜矿物、氧化铜矿物和碳酸盐铜矿物含量不同的两个铜矿样为例,说明铜在饱和SO_2气体的水中的溶解度。随着温度的升高,铜的溶解度急剧下降。进行了实验室研究和半工业性试     

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%。     

云南某铜矿石选矿试验

云南某铜矿石铜品位为1.39%,主要铜矿物有黄铜矿、辉铜矿、斑铜矿和孔雀石,硫化铜是铜的主要存在形式,占总铜的73.30%,游离氧化铜占总铜的18.04%,结合氧化铜仅占总铜的8.66%。对该矿石进行了选铜试验,结果表明,矿石在磨矿细度为-200目占70%的情况下,采用1粗1扫2精浮选硫化铜矿物,1粗2扫2精浮选氧化铜矿物,中矿顺序返回的闭路流程处理,可获得铜品位为32.16%、铜回收率为90.23%的铜精矿。试验指标较为理想,可作为该铜矿资源开发利用的依据。     

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。     

西藏某铜矿选矿工艺技术试验研究

对西藏某铜矿的试验样品进行了先选硫化铜、再选氧化铜的浮选工艺流程研究,采用该流程获得的指标为:硫化铜精矿品位33.83%、回收率69.71%;氧化铜精矿品位16.84%、回收率17.35%;总精矿品位28.17%,铜回收率87.06%。由于尾矿中铜品位尚有0.40%,经制片镜下检查表明,损失于尾矿中的铜主要是氧化铜,其存在形式主要以包裹体存在于脉石中,因此对该工艺流程的尾矿进行了再处理。对闭路浮选试验尾矿分别进行了氨和硫酸不同浓度、不同浸出时间的浸出试验,试验结果表明,用一定量的硫酸浸出可将尾矿铜降至0.11%,充分表明了该铜矿具有较高的资源价值。     

赞比亚某氧化铜矿石的硫酸酸浸研究

赞比亚某低品位高结合率难处理氧化铜矿石铜品位为1.56%,主要铜矿物为赤铜矿、黄铜矿、铜蓝、水胆矾;主要脉石矿物为石英、云母、铁白云石等。铜氧化率高达82.85%,以结合氧化铜为主;硫化铜仅占17.15%,主要为原生硫化铜。为确定该矿石的合理开发利用工艺,进行了系统的硫酸酸浸试验。结果表明：①提高浸出试样细度,延长浸出时间,提高浸出温度,增大液固质量比和搅拌速度均有利于改善氧化铜矿石的浸出效果。②矿石在磨矿细度为-200目占60%、硫酸浓度为50 g/L、液固质量比为3、浸出温度为65 ℃、搅拌速度为300 r/min,浸出时间为120 min情况下,铜的浸出率达78.64%。③硫酸浸出该矿石的浸出动力学受化学反应模型控制,反应的表观活化能为37.83 kJ/mol。     

非洲赞比亚难选混合铜矿工艺矿物学研究

非洲赞比亚穆利亚希混合铜矿中铜品位为1.46%,铜矿物氧化率高,为76.92%,其中难选的结合氧化铜含量较高,结合率为39.16%,导致该矿石的选别难度极大。采用显微镜观察、矿物参数自动定量分析系统(MLA)等手段进行工艺矿物学研究,发现矿石中存在铁质矿物浸染结合铜和包裹氧化铜的现象,硅孔雀石和孔雀石与褐铁矿和黑云母包裹且嵌布粒度较细,造成矿石选别困难。依据工艺矿物学研究结果确定了适宜的选别流程,浮选闭路采用一粗一精一扫流程,可得到铜精矿品位为29.89%,回收率为30.56%,浮选尾矿采用加温酸浸法,可得到铜浸出率为82.19%,高效回收了难选混合铜矿中的铜资源。     

云南省羊拉低品位氧化铜矿先浮后浸联合工艺研究

针对云南省羊拉低品位氧化铜矿石,在对浮选及酸浸系统主要工艺技术条件优化的基础上,采用先浮后浸联合工艺,获得的浮选铜精矿产率1.76%、Cu15.24%、铜回收率30.14%;铜浸出率50.84%;两者合计铜总回收率为80.98%的较好指标。此项成果解决了羊拉铜矿堆浸回收率低、资源综合利用率低的问题,为其开发利用提供了一条有效途径。     

刚果（金）某铜钴氧化矿石浮选工业试验研究

刚果（金）某氧化铜钴矿石含少量硫化矿,铜、钴氧化率分别在83%和89%以上。为确定矿石的合适开发利用工艺,进行了浮选—浸出试验。结果表明,对含铜1.31%、含钴0.201%的矿石,工业试验获得了含铜12.16%、含钴1.37%,铜回收率80.48%、钴回收率61.07%浮选精矿;浮选精矿铜、钴浸出率分别达85.45%、86.38%;选冶联合工艺与矿石直接浸出工艺相比,酸耗显著降低,因此,浮选—浸出工艺为矿石开发利用的合理工艺。