漆包线铜米介质摩擦脱膜精制的实验研究

为解决漆包线铜米漆膜的脱除问题,利用离心式摩擦装置,以铬铁矿砂作为摩擦介质,使铬铁矿砂与漆包线铜米进行充分摩擦,从而达到铜米脱膜精制的目的。根据铜米脱膜工艺,考察了铬铁矿砂粒径、离心式摩擦装置转子转速、铬铁矿砂与铜米混合比、摩擦循环次数等因素对铜米脱膜率的影响。结果表明,漆包线铜米脱膜最佳方案为:铬铁矿砂粒径为325μm、离心式摩擦装置转子的转速为2 700 r/min、铬铁矿砂与漆包线铜米混合比为1. 5∶1、摩擦循环次数为15次,在此最优条件下漆包线铜米脱膜率为96. 65%,满足了直接回收利用的条件。     

某难选泥质氧化铜矿浮选试验研究

为减少泥质矿物对孔雀石浮选的影响,采用预先脱泥浮选工艺,对某高氧化率、含泥量大的难处理氧化铜矿石进行试验研究,对于预先脱泥浮选工艺,细泥脱除率为9.42%的情况下,能获得综合铜精矿品位为27.16%,脱除的细泥作为产品转入湿法浸出作业,铜的浸出率能达到94.30%,折算成全流程的铜的回收率为12.02%,所以全流程的铜综合回收率为85.46%,与原矿直接浮选工艺对比,浮选综合铜精矿品位提高了3.88%,铜综合回收率提高了6.32%,充分说明了预先脱泥浮选-矿泥浸出的选冶联合工艺的效果。而且原矿经过旋流器预先脱泥处理后,在保证铜精矿回收率的同时,包括氟硅酸钠、硫化钠和捕收剂在用量上都有较大的降低空间,充分说明了预先脱泥浮选工艺的效果。     

论立式冲击破碎机制砂工艺

立式破碎机是现今国内外制砂设备制造商争夺市场的主导产品,而转子的转速直径影响到产砂率和砂石料的质量。从水利水电系统众多砂石生产系统实际使用情况来看,只有立式破碎机的转子速度突破临界转速,才能明显提高产砂率。     

铜电解液含铋复盐沉淀法脱砷新工艺研究

针对目前诱导法脱砷产能不足、脱除率低的问题,开发了电解液含铋复盐沉淀法脱砷新工艺,优化沉淀条件为:含铋复盐沉淀剂用量Bi/As摩尔比1∶1、温度55℃、时间30 min,此时电解液中铜、砷、锑沉淀率分别为4.75%、63.62%和91.30%;在NaOH浓度50 g/L、液固比5∶1、温度80℃,时间0.5 h条件下,碱浸砷浸出率可达78.98%;沉淀剂再生性能良好,可循环使用;碱浸液经苛化再生循环利用,经过一次碱浸-苛化,NaOH损失率仅为2.7%。     

某白烟尘碱浸试验研究

白烟尘是铜冶炼过程中产生的固体副产物,其中含有Cu,Zn,Pb,Au,Ag,Bi等有价元素,是潜在的资源。碱性浸出脱砷有工作环境好、适用范围广、能耗较低和技术手段丰富等优点,具有较好的工业化应前景,有望实现白烟尘中有价元素的综合利用。根据对铜冶炼过程白烟尘主要成分的赋存状态,采用氢氧化钠碱性浸出脱砷,As浸出脱除率保持在98%左右,渣含As降至1%以下,As与Cu、Pb、Zn等有价金属得以有效分离,采用石灰可以脱除碱浸液中As,以实现碱浸液中余碱的循环利用。     

提高硫酸化焙砂中金和铜浸出率的研究与实践

为了提高硫酸化焙砂中金和铜的浸出率,降低尾渣金品位,减少铜对氰化浸出过程的影响,考察了焙砂粒度、硫酸浓度、温度对硫酸脱铜率和脱铜渣氰化浸金率的影响。结果表明,焙砂(矿粉粒度-0.045 mm粒级占90.16%)在酸度25 g/L、液固比1.5∶1、80 ℃下浸出2 h,硫酸脱铜率达93.62%。脱铜渣在NH₄HCO₃用量10 kg/t、液固比1.5∶1、NaCN浓度0.10%条件下浸出60 h,金浸出率高达98.04%。根据研究结果,通过提高硫酸脱铜温度、硫酸浓度和氰化浸出过程增加旋流器和浸出槽数,采用两段浸出-两段洗涤措施,对现有生产流程进行了优化,铜和金回收率得到了明显提高,获得较好的经济效益。     

叶轮转速对硅钙质胶磷矿双反浮选的影响

浮选机叶轮转速对硅钙质胶磷矿反浮选脱镁、反浮选脱硅有不同的影响。随着叶轮转速的增加,脱镁尾矿产率降低,MgO脱除率降低,BK424捕收能力略有减弱,选择性变化不大。随着叶轮转速的增加,反浮选脱硅尾矿产率增加,S iO2脱除率升高,BK430捕收剂略有增加,但是选择性明显变差,P2O5损失率增大。在阴离子捕收剂体系中,较高的转速导致粗粒白云石从矿化气泡脱落,降低了其上浮率;对磷灰石影响较小。在阳离子捕收体系中,较高的转速增加了细粒磷灰石与BK430的作用,增加了其上浮率。研究结果表明,降低浮选机叶轮转速可以提高磷精矿P2O5回收率。     

铜阳极泥预处理工艺优化

对高杂质铜阳极泥在酸性介质中的预处理脱杂工艺进行了研究。结果表明:控制一定的酸度和氯离子浓度,阳极泥中的金、银等贵金属得到进一步富集,而其中的铜、锑、铋等杂质可以有效脱除,脱除率分别为46 5%、65%和85%,预处理渣率为55%。该工艺应用于生产实践,取得良好效果。     

某难选氧化铜矿泥砂分选试验

为提高某难选氧化铜矿的回收率,采用了泥砂分选工艺,对氧化率为97.29%、铜品位为4.20%,且矿石含泥量大的氧化铜矿开展了试验研究。研究结果表明:采用常规直接浮选获得的回收率较低,为73.10%;采用旋流器脱泥、脱泥后泥砂分选、矿泥部分采用螺旋溜槽回收铜、沉砂部分采用浮选法回收铜工艺,可获得产率为12.12%、铜品位为27.01%、铜回收率为75.96%的综合铜精矿,比直接浮选铜品位提高了2个百分点,铜回收率提高了2.86个百分点。     

钨多金属硫化矿分离废水处理及循环利用研究

对粤北某钨多金属硫化矿加温脱药的废水进行了试验分析,发现直接返回原流程中,对铜、钼、铋回收率影响较大,因此对废水进行了处理。通过系统研究发现主要是废水中的残留药剂及悬浮物对浮选产生了影响,通过混凝沉淀吸附的方式,以25mg·L-1 XN-3为絮凝剂、20 mg·L-1 PAC为助凝剂,加入20 g·L-1活性炭为吸附剂,沉降120min后,COD和SS的脱除效果明显,COD脱除率为49.46%。对处理后的回水进行选矿试验,和小型试验相比,除钼精矿钼品位有所降低以外,改质后的回水对铜、钼、铋分离影响不大,实现了加温脱药废水的零排放。     

提高铅锌矿中伴生铜回收率的工艺研究与工业应用

对伴生低铜铅锌矿的选别工艺进行研究,确定铜铅混合浮选—铜铅分离—铜铅尾矿浮锌的部分混合浮选工艺流程及最佳的工艺条件。在原矿含铜0.25%时,小型试验获得含铜20.57%、铜回收率75.45%的铜精矿;工业试验获得含铜21.41%、铜回收率73.27%的铜精矿与试验前生产指标相比,铜回收率从原来的49.69%提高到73.27%,提高了23.58个百分点。     

某难选低品位氧化铜矿石水热硫化浮选试验

某低品位氧化铜矿石氧化率和结合率都很高且风化严重,采用常规硫化钠硫化浮选工艺难以有效分选。为此采用水热硫化浮选工艺对其进行处理,即在高压釜内利用硫磺的歧化反应生成的二价硫将氧化铜矿物硫化成硫化铜矿物,然后对硫化产物按硫化铜矿石浮选工艺进行选别。试验结果表明：水热硫化过程的适宜工艺条件为反应温度200 ℃、反应时间180 min、物料粒度-0.074 mm占90%、硫磺用量为理论量的1.4倍、液固比1.4。在此条件下获得的的硫化产物经浮选,铜精矿品位和回收率分别达到15.73%和71.49%,比常规硫化钠硫化浮选时分别提高4.28和38.73个百分点。     

碳酸铵溶液浸出非洲氧化铜矿的研究

以碳酸铵作浸出剂, 利用其受热分解产生氨气的性质, 对非洲低品位氧化铜矿进行氨性浸出, 考察了矿石粒度、碳酸铵浓度、液固比、反应温度、反应时间、搅拌速度等因素对浸出效果的影响。研究表明, 最佳浸出条件为矿石平均粒度0.150 mm、碳酸铵浓度1.55 mol/L、液固比4∶1、反应温度65 ℃左右、反应时间2 h、搅拌速度350 r/min, 此时铜浸出率达到92.4%, 氨回收率达到95.5%。     

The flotation behaviour of chromite with respect to the beneficiation of UG2 ore

The UG2 reef of the Bushveld Igneous Complex in South Africa is a valuable source of platinum group metals (PGMs) that is beneficiated by flotation. Chromite is one of the main gangue consituents of UG2 ore and it is essential that the amount of chromite reporting to the concentrate during flotation be minimised since it is detrimental to the subsequent smelting operations. It is generally considered that chromite is naturally hydrophilic and only reports to the concentrate by entrainment. However, it is possible that, under certain conditions, the chromite can be activated by the typical reagent suite used in the flotation of UG2 ore, rendering it hydrophobic and amenable to true flotation. The aim of this work was to investigate the effect of copper sulphate and the collectors, sodium isobutyl xanthate and dithiophosphate on the flotability of chromite in a microflotation cell. The effect of copper sulphate on the zeta potential of chromite was also determined. It was found that collectors alone have an insignificant effect on the flotation of chromite whereas, in the presence of copper sulphate recoveries of above 60% were observed in mildly acid to mildly alkaline solutions decreasing 20% at a pH value of 10. The extent of activation depended on the copper sulphate dosage. Zeta potential measurements showed that, above pH 4 copper species were adsorbed on the chromite and between pH 5 and 9 the adsorption lead to charge reversal of the chromite particles to positive values. The speciation programme, MINTEQA2, was used to predict the copper species present over the pH range used. It was postulated that the activation is due to the adsorption of copper hydroxide species at the chromite surface, which then act as sites for collector adsorption.     

云南某地氧化铜矿的浸出试验研究

本文主要介绍了云南某高氧化率的氧化铜矿使用硫酸进行浸出试验情况。通过对不同磨矿细度、浸出时间、液固比、硫酸用量等一系列浸出试验研究,找到了该氧化铜的最佳浸出条件,即在常温、常压的情况下,采用廉价、来源广泛的硫酸对粒度为-1mm的物料进行浸出,当浸出时间4h,浸出浓度20%(液固比4∶1),料酸比1∶0.4时,可以使得该氧化铜矿的铜浸出率达90%以上。     

难选镍钼矿的预处理试验研究

采用湿法冶金方法对从低品位难选镍钼矿中除去碱性脉石的工艺进行了探讨。考察了浸出时间、酸度、液固比及反应温度等因素对除去碱性脉石的影响。实验结果表明:对于粒度小于0.015mm的低品位难选镍钼矿,在盐酸浓度为2mol/L、液固比为3∶1、搅拌2h及常温的优化实验条件下,可使低品位难选镍钼矿除去碱性脉石达到最佳效果,矿石中钙的除去率在97%以上,矿石的失重率在38%左右。     

含铜难处理铁矿的硫酸浸出试验研究

研究了国外某含铜铁矿的酸法浸出,考察了硫酸用量、浸出时间、液固比、转速、浸出温度等因素对浸出率的影响.试验结果表明:在硫酸用量140kg/t,浸出时间60min,液固比为3:1,转速300r/min,温度80℃的条件下,铜的浸出率达73%,浸渣含铜0.24%.浸渣通过适当配矿后,同时还得到了含铜0.2%左右的铁精矿,实现了铜铁资源的高效利用.      

还原浸出—除杂—活性氧化镁沉淀工艺从刚果金某氧化铜钴矿中回收钴

采用还原浸出—除杂—活性氧化镁沉钴工艺从刚果（金）某氧化铜钴矿中回收钴,考察了还原剂焦亚硫酸钠加入方式、用量、浸出反应时间,除杂反应时间,沉钴活性氧化镁加入方式、用量及沉钴反应时间的影响。结果表明,当磨矿细度74μm含量70%、矿浆质量浓度33%、加入硫酸控制终点pH值在1.5~1.8、硫酸加入30 min后,加入焦亚硫酸钠、焦亚硫酸钠用量8 kg/t矿、搅拌浸出5 h时,钴浸出率可达90.38%;浸出液萃取铜后的萃余液采用石灰石+石灰配合除杂,常温下搅拌反应6 h,控制终点pH在5.8左右,石灰加入3 h后溶液中铜可降低至0.04 g/L,铜沉淀率90.51%,铁沉淀率99.23%,钴沉淀率7.39%,沉淀渣返回浸出工序再回收铜钴;除杂后的溶液采用活性氧化镁沉钴,活性氧化镁乳化5 min之内加入,当MgO用量与Co质量比为1.03、沉钴时间5 h时,钴沉淀率达90.13%,所得氢氧化钴沉淀符合行业二级品标准要求。      

高铜解吸尾炭加压酸浸脱铜实验研究

本文针对云南某黄金选厂解吸尾炭含铜高、常压酸法脱铜率低等现状,对其进行加压酸浸脱铜实验研究。结果表明：最佳实验条件为氧压0.2MPa、盐酸质量分数5%、酸浸时间3小时、液炭比6:1,在此实验条件下脱铜率可达90.5%,炭末率为1.9%。该法可有效缩短酸洗时间,且不用额外的添加剂,便能达到满意的脱铜效果。     

西藏某氧化铜矿石选矿试验研究

对西藏某氧化铜矿石进行了可选性试验研究。试验根据矿石的工艺矿物学特性,以传统的硫化浮选工艺为基础,采用“硫氧分步粗选-粗精矿混合精选”的工艺流程并辅之以新型高效浮选药剂,有效地选别和综合回收了矿石中的有价元素铜和伴生金、银。闭路试验指标为,铜精矿品位31.66%、回收率83.25%,铜精矿含金1.50g/t、银106g/t,金、银回收率分别为78.62%、64.35%。