二氧化硫浸出-浮选处理氧化铜矿研究

<正> 二氧化硫浸出-浮选工艺包括用二氧化硫的饱和水溶液浸出大部分的氧化铜矿物;浸出液加温,使其生成亚硫酸铜-亚硫酸钙沉淀;浸出渣进行浮选,回收其中的硫化铜矿物及剩余的氧化铜矿物。该工艺处理汤丹难选氧化铜矿石的铜总回收率93.98%,铜精矿品位27.84%,最终尾矿含铜0.028%。     

用离析法处理氧化和氧化-硫化混合铜矿

美国矿业局最近的研究表明,离析过程对处理氧化和氧化硫化混合铜矿石是有价值的。过程包括把碎矿石和食盐及焦炭或其它碳质物料在约700℃的温度下加热以生成细碎铜片,然后用通常的铜浮选方法回收。一些含铜为0.78—5%的氧化和混合铜矿石的小型试验室试验获得铜回收率73—96%。浮选精矿含铜量因所处理矿石不同而异,一般在21—76%之间。铜的良好离析所需的 NaCI 和焦炭的量和比例随矿石不同而异。一般说来对含有相当数量赤铁矿和方解石的矿石大约是1.5%NaCI 和0.5—1%焦炭,共离析结果为最好;当处理硅质矿石时食盐可以少些而且盐和焦炭的比例较不严格。使用细至100网目或粗至10网目的食盐均获得了良好的离析。焦炭的粒度则更严格些,只有把它磨至最粗为20网目和最小极限为48网目时,才获得满意的离析。离析程度随焙烧温度和时间而变化。少数矿石在650℃容易离析,而其他矿石需要加热至700℃才能很好地离析。离析所需要的时间随焙烧温度而变化。在700℃时至少需要60分钟才能离析地好;在800℃时,15分钟就足够了。试验指出对大多数矿石的最适宜离析温度和时间是在750℃下大约为30分钟。在某些条件下铜的离析随给料的游离水分含量而变化。干料在750—800℃时获得良好的离析;而在700℃离析时,需要大约3—4%的水分。研究了用煤作为铜离析的还原剂。食盐和煤的用量相等,当用焦炭为还原剂时量可少些。用煤离析所得铜回收率接近用焦炭所得的回收率。在一个容量约32公斤/小时的小炉子内进行两种矿石的连续离析试验来补充在试验室的试验。所用矿石的含铜量分别为1.4%和2.2%。离析过的矿石细磨后,在一个连续浮选装置中处理以回收铜。连续离析和浮选表明:大约90%的铜能回收到品位为27%的铜精矿中。根据连续试验,对日处理1000吨的焙烧和浮选工厂的直接生产费用进行估算,当使用焦炭为还原剂时每吨矿为3.00美元,而使用煤为还原剂时则为2.85美元。焙烧费用估升为:燃料70分;管理费、动力和人工55分;食盐12分;焦炭25分。用煤为还原剂时,共费用每吨为10分,破碎、磨矿和浮选费用估计为每吨原矿1,35美元。虽然探索性研究指出了离析方法对氧化和氧化——硫化铜混合矿石的适用性,但研究还在继续进行以便把过程进一步改善并且降低生产费用。达一方法对不能采用一般方法处理的钙质以及硅质铜矿石有着相当大的价值。     

通过充氮和硫化调浆来提高硫化铜矿物浮选回收率

本文叙述了提高从含原生和次生铜矿物的矿石中浮选铜回收率的工艺。通过可溶氧存在时电位调控方法来提高铜的回收率。硫化剂广泛用于次生铜矿物的浮选中,在辉钼矿浮选时,用硫化钠来抑制铜矿物。但是,用氮气排除氧气和仔细控制硫化过程,可以提高辉铜矿、黄铜矿和斑铜矿的回收率。回收率的提高是由于氧化的矿粒或表面被污染的矿粒被回收。用氮气排除氧气增强了新硫化物表面形成的效率,提高用于矿物硫化的硫离子含量,降低硫化剂用量。     

刚果(金)某难选氧化铜钴矿选矿工艺连选试验研究

刚果(金)某氧化铜钴矿具有铜钴赋存状态复杂、碳质物含量高等特点,采用常规单一浮选工艺铜钴回收率均较低。本次连选试验最佳选矿工艺为预先浮选脱碳—异步浮选硫化矿和氧化矿—浮选磁选联合原则流程,原矿样含铜1.71%、钴0.31%,获得硫化精矿含铜25.94%、钴2.81%,氧化精矿含铜15.78%、钴0.60%,磁选精矿含铜3.54%、钴0.99%,铜钴回收率分别达到79.05%、61.33%。该连选工艺流程结构稳定,药剂制度简单,磁选操作简便,可为刚果(金)同类矿石资源的处理提供新思路。     

某含铜鲕状赤铁矿选矿试验

四川西部地区某含铜铁矿石中铁主要以鲕状赤铁矿形式存在，铜主要以结合氧化铜形式存在。对该矿石进行了氯化离析-浮选-弱磁选试验，结果表明：将矿石在氯化钠和焦炭用量均为7%、离析温度为950 ℃、离析时间为60 min的条件下进行氯化离析焙烧后，经1粗2精3次浮选，可以得到铜品位为19.64%、铜回收率为82.41%的铜精矿，浮选尾矿经1次弱磁选，可以得到铁品位为65.86%、铁回收率为78.62%的铁精矿。     

云南某硫化铜矿选矿试验研究

以云南某地硫化铜矿为研究对象。对该矿进行矿石分析,该矿含铜0.68%,并且主要是以硫化物形式存在。采用1粗3精3扫的浮选流程,得到含铜20.52%,回收率90.83%的铜精矿。为下一步该矿的开发奠定了坚实的基础。     

内蒙古某铜矿选矿试验

内蒙古某铜矿原矿含铜1.28%,铜品位较高,但氧化严重,氧化率高达76.07%,属于高氧化铜矿。原矿中氧化铜矿物主要为孔雀石,硫化铜矿物主要为辉铜矿和黄铜矿。为综合利用资源,针对矿石性质,进行了详细的条件试验,最终确定采用"先浮硫化矿后硫化浮选氧化矿"的工艺流程,获得了良好的分选指标。全流程闭路试验获得了含铜28.68%、回收率20.65%的硫化铜精矿以及含铜16.82%、回收率52.38%的氧化铜精矿,总铜精矿含铜19.05%、回收率73.03%,对该类资源的综合利用提供了一定的参考依据。     

从含锰银矿石中回收银的统计分析方法

众所周知，含锰并和银紧密共生的含锰银矿石是不宜用常规方法处理。离析法主要是用于从氧化和氧化硫化物矿石中回收铜。用２＾３因素试验设计方法研究的离析－浮选法是从难选含锰银矿石中回收银的一种新的可供选择的方法，在实验室对某一含锰矿矿石进行了研究，矿石含铜０．０２％、含铅０．０９％、含锌０．３３％，含锰１２．５５％，含银１８７ｇ／ｔ。研究设计主要是考察盐、焦粉和铜（Ⅱ）氧化物加入量对银回收率的影响。试验结     

某含钴氧化铜矿选矿试验研究

某含钴氧化型铜矿含铜3.22%、含钴0.045%, 采用先浮硫化矿后浮氧化矿原则流程, 进行了实验室验证试验及扩大连选试验研究。实验室验证试验获得了铜品位51.52%、钴品位0.138%的硫化铜精矿和铜品位19.53%、钴品位0.437%的氧化铜精矿; 扩大连选试验获得了铜品位45.11%、钴品位0.154%的硫化铜精矿和铜品位12.31%、钴品位0.261%的氧化铜精矿; 铜总回收率大于80%, 钴总回收率大于55%。研究成果可为该矿石工业应用工程设计提供依据。     

玻利维亚图皮萨混合铜矿选矿试验研究

玻利维亚图皮萨铜矿石属于混合铜矿石,含铜1.65%,铜的氧化率为28.48%。针对该矿石性质进行了浮选试验研究,采用直接浮选先浮硫化铜矿物,再用硫化浮选法浮氧化铜矿物,硫化浮选以丁基黄药+丁基铵黑药+羟肟酸组合作为捕收剂强化对氧化铜矿物的捕收。闭路试验获得铜品位为20.48%,铜回收率为61.77%的硫化铜精矿及铜品位为13.29%,回收率为19.28%的氧化铜精矿,总铜回收率为81.05%,试验研究为该矿的开发利用提供了技术依据。     

某含硫化-氧化铜矿石的选矿试验研究

某矿石属于金属硫化—氧化矿石,含铜、硫、砷等有用元素,原矿中铜品位为0.4%~0.6%,矿石局部氧化造成铜回收困难。本次试验的主要目的是提高该铜矿的回收率和品位。采用优先浮选流程,通过优化试验条件,最终得到铜精矿品位16.10%、回收率为81.87%。     

用直接加热法离析铜矿石

美国矿山局的研究指出用内衬耐火砖的迴转窑直接加热离析铜矿石在技术上是可行的。过去离析过程只有在复杂得多的间接加热不锈钢迴转窑内才有效。该法是把粉矿与少量食盐和如焦炭之类的碳质物料预先混合,然后加热至830℃,生出细片状和薄膜状的金属铜吸附在焦炭颗粒上面。焙砂经冷却和细磨进行浮选回收铜。在直接加热离析过程中,必须在燃烧器内严格控制空气和煤气的混合。当燃烧天然气的过剩空气系数限制在1.15至1.20时,铜回收率才好。对含铜为1.4到6.2％的石英岩、石灰石岩、砂土岩和褐铁矿型的氧化铜矿的间断试验,结果得含铜为17至45％的浮选精矿,回收率为84至95％。炉气分析指出,因挥发损失的铜可忽略不计。直接加热离析的预备试验,后来用含1.4％Cu的石英岩矿石在处理能力约27公斤/小时的离析——浮选中间工厂的连续实验来补充。在一个典型实验中得含25％Cu的精选精矿,铜回收率84％。从工业观点来看,用内衬陶质物料的迴转窑将给过程以更大的吸引力,研究将继续进行以便创造好的离析条件。     

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。     

西藏某低品位氧化铜矿选矿试验研究

西藏某低品位氧化铜矿是一高氧化率的氧化铜矿。原矿含铜1.14%,其中氧化铜占其总铜量的92.7%。矿石中可选含铜矿物主要为孔雀石和赤铜矿。选矿试验结果表明,采用硫化浮选法,可获得含铜25.35%,回收率73.91%的铜精矿,选别效果较好。     

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%。     

矿石中硫酸铜在选矿过程中的行为

<正> 在铜硫和铜锌等多金属硫化矿石中含有大量硫酸铜(胆矾等)时,多金属分选产生困难。我们在武山铜矿北矿带矿石的选矿试验中就碰到了这类问题,并做了研究和探讨。一、矿石中硫酸铜的生成及变化矿石主要是含铜黄铁矿类型的矿石。硫化铁矿物是矿石的主要成分,其含量达60％     

西藏某低品位含金复杂难选铜矿选矿工艺研究

西藏某低品位硫化铜矿原矿含铜0.44%,铜氧化率为8.30%,伴生金品位0.12 g/t。含铜矿物主要为黄铜矿,还有少量的辉铜矿、铜蓝及微量氧化铜矿物;脉石矿物主要为石英、绢云母、绿泥石等。硫化铜矿物嵌布粒度微细,与脉石矿物共生关系紧密,解离困难,且易泥化脉石矿物含量多,是影响铜精矿品质的主要原因。针对矿石特点,推荐采用“铜硫混浮—混合精矿再磨—铜硫分离”工艺替代原优先浮选工艺,结果表明,闭路试验可获得铜品位19.82%、回收率87.00%,含金4.46 g/t、回收率73.80%的铜精矿。与原工艺相比,铜及伴生金回收率均明显提高。     

提高石菉铜矿选矿指标和降低消耗的可能性

<正> 石菉铜矿是我国少见的品位较高的氧化铜矿。矿石平均含铜2.5%。小型选矿流程比较试验表明,采用离析-浮选法的处理效果最好,铜回收率98%,铜精矿品位60%,尾矿含铜0.10～0.13%(离析焙砂含铜5.4～8.7%)。离析生产厂于1971年试车之后,遇到不少困难,通过攻关于1975年正式投入生产。投产后虽然取得很大成绩,但铜回收率、精矿品位、燃料和材料消耗等指标还不能令人满意,有相当大的潜力(见表)。从离析技     

提高难处理矿石的银回收率

难处理矿石银的回收率一般为30—50%。西班牙-韦尔瓦省的 Rio Tinto 及 Tharsis 的铁帽矿石和世界上的其他一些厂矿都是如此。本文介绍一种新的工艺,在碱性介质中用硫化钠处理矿石,用空气氧化过剩的硫化物,然后进行常规氰化,就可能使银的回收率提高到76—80%。在这些物料中,大都分的银以银铁矾的形式存在,对生成不溶硫化银的硫化作用很敏感。这种硫化物可与氰化物反应。该工艺是在 Rio Tinto 铁帽矿石小型试验的基础上研究出来的。所得数据表明,在石灰碱性介质中得到的银回收率为60—66%。而在 NaOH(至少1摩尔)碱性介质中,银回收率可升至71—76%。     

氮气在铜—镍矿石选矿中的应用

<正> 诺里利斯克铜—镍硫化矿石选矿中用氮气代替空气,使铜、镍、钴的回收率均有不同程度的提高。诺里利斯克铜—镍硫化矿石物质组成的特点是含镍矿物(磁黄铁矿、镍黄铁矿、黄铁矿),而且含量较高,比铜矿物易于氧化。磁黄铁矿的含量因矿石类型不同而有所变化,浸染矿石为4～6％,富脉矿为30—60％。