四川某氧化铜矿石选矿试验方案对比

对四川某氧化铜矿石进行了选矿试验方案对比研究,分别进行了单一浮选和硫酸浸出—置换—浮选联合流程对比研究。结果表明,硫酸浸出—置换—浮选联合流程,可获得铜产率4.50%、品位44.56%、回收率94.59%,尾矿含铜0.12%,铜损失率仅为5.41%的较好指标。     

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.     

难选氧化铜矿浸出—置换—浮选试验研究

某难选氧化铜矿石氧化率和结合率高,用浮选方法处理,选别指标不理想。为了提高铜精矿指标,提出了搅拌浸出—置换—浮选和搅拌浸出—萃取—电积两个工艺流程方案。结果表明,搅拌浸出—置换—浮选方案从原铜矿石中回收铜效果更佳,获得了铜精矿品位35.81%,回收率92.92%的较好指标。     

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。     

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。     

广西某难选氧化铜矿选矿试验研究

对低品位、难选的广西某氧化铜矿的分选工艺进行研究,采用硫酸浸出—铁粉置换—浮选—磁选工艺流程分选铜矿物和磁铁矿,较好的综合回收了铜、金、银、铁等金属。闭路试验可获得铜精矿含铜18.92%、含金5.48 g/t、含银357 g/t,铜、金、银的回收率分别为86.02%、60.18%、64.18%;铁精矿含铁64.12%,产率为18.93%。     

某浮选金精矿中伴生元素综合回收的试验研究

针对某含铜铅的浮选金精矿,在工艺矿物学研究的基础上进行了选冶试验研究,采用铜铅混选—氰化浸出—铜铅分离流程,获得了合格的铜精矿及铅精矿,铜、铅综合回收率分别为74.16%和70.92%。该流程实现了金精矿中伴生元素的高效综合回收。     

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。     

河北某铜钼矿选铜工艺试验

河北某矿业公司铜钼矿矿石中铜品位为0.63%、钼品位为0.011%,为有效回收利用有价元素铜,进行了2种流程的浮选试验研究。试验流程1采用磨矿分级—1粗2扫抛尾—精矿再磨—1粗4精3扫工艺流程,试验最终可获得产率为1.60%、铜品位为20.01%、铜回收率为52.49%的铜精矿。试验流程2采用分阶段磨矿—脱泥浮选工艺,获得的总铜精矿品位为18.13%,铜回收率为80.18%。经试验效果对比表明:试验流程2工艺更为合理,浮选药剂效果明显,试验技术指标更理想。     

不同含铜炉渣选矿对比试验研究

针对大冶冶炼厂的两种不同含铜炉渣—转炉渣和诺兰达炉渣进行了浮选对比试验研究,查清了两种炉渣的工艺矿物学性质。在确定最佳磨矿制度、药剂制度和工艺流程的基础上分别进行了全流程浮选开路试验,试验结果表明转炉渣开路浮选所得的铜精矿品位为40%,回收率为87%,尾矿品位0.37%;诺兰达炉渣浮选所得的铜精矿品位为30.94%,回收率为94.16%,尾矿品位0.29%。     

贵州某难选硅质胶磷矿正-反浮选试验研究

对贵州某难选硅质胶磷矿进行正-反浮选试验研究,以GC-4为捕收剂,经过一粗二精一扫正浮选脱硅和一段反浮选脱镁工艺流程,最终获得磷精矿P₂O₅品位34.65%、回收率92.39%,MER值7.18%的良好指标,该磷精矿可直接用于湿法磷酸的生产,同时获得了P₂O₅品位19.80%、SiO₂含量29.23%、MgO含量1.23%,倍半氧化物含量12.52%的中精矿,该部分可直接用于生产中低端磷复肥。试验结果表明,GC-4是一种多功能捕收剂,泡沫稳定性可控,流动性好,最终指标较好,可以作为单一捕收剂参与正-反浮选,同时避免了因pH不同造成多种捕收剂相互影响的局面,也有利于正-反浮选回水的混合再利用;WFS是磷化工酸性废水,在磷矿反浮选中取得较好效果,可以代替H₂SO₄作为反浮选的抑制剂,同时节约生产成本,提高社会效益。GC-4和WFS在本试验的成功应用为该类复杂难处理胶磷矿规模化利用提供技术参考。     

新疆某砂岩铀矿CO_2+O_2加压滚瓶浸出试验研究

根据CO_2+O_2地浸采铀工艺技术特点,选取新疆某铀矿山取得的砂岩岩芯铀矿石,自行设计了CO_2+O_2加压滚瓶浸出试验装置,并进行了室内CO_2+O_2加压滚瓶浸出试验。结果表明,当CO_2+O_2总压为2.0 MPa,液固比10:1时,金属铀浸出率达到70%,采用多级浸出和后期加氧化剂强化浸出,铀浸出率达90%以上。说明该矿床铀矿石适合CO_2+O_2浸出工艺,试验结果可为CO_2+O_2现场浸出试验和工程设计提供依据和指导。     

Atmospheric leaching characteristics of nickel and iron in limonitic laterite with sulfuric acid in the presence of sodium sulfite

Atmospheric leaching of nickel from limonitic laterite ores is regarded as a promising approach for nickel production, despite its low nickel recovery and slower leaching rate than high pressure acid leaching. Sulfur dioxide can enhance the sulfuric acid leaching of laterite, but its behavior for enhancing atmospheric sulfuric acid leaching was uncertain due to SO₂ losses and emission. In this study, sodium sulfite was used as a substitute for SO₂ gas in the leaching and the sulfuric acid leaching characteristics of Ni and Fe from a limonitic laterite in the presence of sodium sulfite were investigated. A linear correlation exists between the extraction of Ni and Fe, indicating the difficulty in selective leaching of Ni over Fe. Most nickel is isomorphically substituted within the goethite and it is difficult to dissolve in a high oxidation–reduction potential solution environment, resulting in a low nickel recovery. SO₂(aq) generated from the reaction of sodium sulfite in sulfuric acid solution, lowers the potential for the reducing reaction of FeOOH to give Fe²⁺, accelerating the iron extraction and nickel liberation from goethite.     

浮选铜精矿加压酸浸工艺研究

对云南某铜选厂浮选铜精矿进行了加压酸浸工艺研究, 确定其较佳工艺条件为: 硫酸初始浓度1.5 mol/L, 磨矿粒度-0.037 mm粒级占89%, 氧分压2 MPa, 浸取时间5 h, 浸取温度156 ℃, 表面活性剂木质素磺酸钠用量2.5 g/kg。在该工艺条件下, 铜精矿浸出率为79.15%。采用新型浸出剂ZK05, 铜精矿中铜的浸出率达到98%以上, 硫则通过浮选回收, 回收率约为60%。     

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。     

Complex treatment of mining and metallurgical wastes for recovery of base metals

A complex process for the recovery of copper and zinc from mining and metallurgical wastes has been investigated and proposed. It includes sulfuric acid leaching of old pyrite flotation tailings to produce ferric containing leach solution; followed by ferric leaching of copper converter slag flotation tailings with the leach solution. A sample of old pyrite flotation tailings from the concentrator containing 0.36% of copper and 0.23% of zinc was leached with 10% sulfuric acid in the column. Recovery of copper and zinc reached 47.1% and 47.2%, respectively. The pregnant leach solutions contained 15.9 g/L of ferric iron. The subsequent ferric leaching of copper converter slag flotation tailings containing 0.53% copper and 2.77% zinc with the pregnant leach solution was conducted. The effects of various process parameters on the leaching dynamics of metals under batch conditions were investigated. Under the best conditions (temperature 70 °C, pulp density 30%, ferric iron concentration 15.9 g/L, initial pH of the pulp 0) the recovery of copper and zinc reached 79.6% and 43.7%, respectively. It was concluded that acid leaching of base metals from old pyrite flotation tailings with pregnant leach solution for the ferric leaching of copper converter slag flotation tailings is a prospective and promising technique for the complex treatment of mining and metallurgical wastes.     

铁离子对辉钼矿表面性质及可浮性的影响机理研究

通过纯矿物的浮选试验、电动电位测试、Fe~(3+)溶液化学分析、以及X射线光电子能谱分析(XPS),系统地研究了Fe~(3+)对辉钼矿表面性质、可浮性的影响及其作用机制。结果表明,Fe~(3+)的加入明显降低了辉钼矿的浮选回收率;Fe~(3+)在辉钼矿表面发生了较强的吸附,辉钼矿经Fe~(3+)作用后其表面电位发生显著偏移;Fe~(3+)在溶液中主要以羟基络合铁离子、氢氧化铁沉淀及少量铁离子形态存在,其中羟基络合铁离子、氢氧化铁沉淀具有极强的极性,能吸附在辉钼矿上,而铁离子能与辉钼矿棱氧化生成的MoO_4~(2-)发生化学反应;由于辉钼矿棱的面积要比面的面积小,而铁离子主要是吸附在棱上,因此由XPS检测分析可知,铁元素的峰不明显,铁的含量不多,但可以看出铁离子吸附在辉钼矿表面,且吸附既有物理吸附也有化学吸附。     

某复杂难选低品位锂辉石矿综合回收工艺

根据矿石性质研究某锂辉石矿产资源高效综合利用的工艺流程。采用硫酸作pH调整剂,十二胺作捕收剂优先浮选云母,以NaOH作调整剂、CaCl2作活化剂,油酸作捕收剂浮选锂辉石矿物,浮选粗精矿经再磨后以Na2CO3为调整剂精选,获得含Li2O 6.04%、回收率76.77%的锂辉石精矿和纯度较高的云母精矿。     

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%。     

云南某氧硫混合锌精矿硫酸浸出工艺研究

针对云南某氧硫混合锌精矿进行了硫酸浸出研究.实验室小型试验结果表明,在硫酸用量470 g/kg、液固比5:2、搅拌强度200 r/min、浸出时间60 min、浸出温度25℃以及洗涤次数2次条件下,锌的浸出率达70％左右;采用此工艺参数进行了连续扩大浸出试验,锌总浸出率达到75.58％.浸出渣中含锌7.20％,主要以闪...