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)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。     

某难选钼矿混合浮选试验研究

某钼矿因矿石氧化率高、含矿泥多,碳酸盐脉石矿物含量高,造成选矿难度较大。选矿试验采用硫化钼和氧化钼混合浮选全浮选流程,粗精矿浓缩后在高碱度下加温精选,精选精矿酸处理除去碳酸盐及其它酸溶脉石矿物,得到合格的钼精矿,试验指标为原矿钼品位0.17%,钼精矿品位45.65%,钼回收率70.68%。     

某金矿石中金的浮选及氰化浸出试验

辽宁某金矿石因载金硫化矿物浸染粒度细并与脉石矿物共生密切以及矿石中易泥化矿物含量高而较为难选。对该矿石进行浮选试验,结果表明,在-200目占95.3%的磨矿细度下,以碳酸钠为调整剂、丁基黄药+丁铵黑药为捕收剂、2号油为起泡剂,获得的浮选精矿金品位为77.1 g/t,金回收率79.58%。进一步对浮选尾矿进行氰化浸出,可获得82.20%的作业金浸出率,从而使金的总回收率达到96.37%。对原矿直接氰化浸金进行探索,结果表明,金的浸出率仅为80.41%。     

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.     

云南某难选金矿石的选矿工艺研究

根据云南某地原矿性质复杂的难选金矿石,从重选、重选-浮选联合和粗精矿再磨-浮选3个方面进行了研究,最终确定在实验室开路的情况下,粗精矿再磨-浮选为处理该矿石的较佳选别工艺,得到精矿金品位84.76 g/t,金回收率达到46.02%,含银220.0 g/t;相对硫化金的回收率达到100%,粗精矿金品位6.49 g/t,金的总回收率达到87.82%,效果比较好。     

在含碳酸盐的铜矿石浮选回路中用酸处理中矿和粗精矿

研究了在最终浮选前用硫酸漫出浮选中矿和粗糟矿对浮选最终指标的影响.这个方法可以有效地应用在现有的浮选回路中,以提高难处理的黑色页岩的铜矿石的浮选效果.用硫酸浸出浮选给矿可以选择性地分解碳酸盐脉石矿物,使硫化矿物选择性解离,从而提高浮选指标.试验结果表明,与浮选未酸浸出的给矿相比较,浸出浮选给矿中50%～70%的碳酸盐矿物后,最终浮选精矿品位和回收率得到大幅度提高.酸浸产品由石膏、可溶于水的硫酸镁和二氧化碳气体组成.反应中放心的二氧化碳气体有利于在矿浆中创造非氧化气氛,阻止硫化矿物中的金属溶解出来.几种不同给料的扩大浮选试验结果充分证明了浮选给矿硫酸浸出对浮选所起的良好影响.浮选给矿的硫酸预浸出工艺的应用不仅可大幅度提高浮选指标(精矿铜和银的回收率及晶位),而且使冶炼中产生的难以销售的硫酸得到合理的利用.     

某氧硫混合多金属矿铜铅分离研究

本论文针对某复杂氧硫混合多金属矿石进行了选矿实验,原矿含Cu 3.66％,Pb 1.78％,Au 0.99 g/t,Ag 75.34 g/t,且铜、铅均以硫化、氧化两种形式存在,这为铜、铅的回收造成了一定的困难.本研究在磨矿细度90％ -0.074 mm的条件下,经一次粗选一次扫选的浮选流程,分别得到氧化铜铅混合精矿及硫化铜铅混合精矿后,将所得的混合精矿分别进行处理以实现铜铅分离.硫化铜铅混合精矿采用一粗三精两扫的浮选流程,以Z-200为捕收剂,Na2SO3+CMC+水玻璃作为组合抑制剂,得到的铜精矿品位24.61％,回收率68.65％,铜精矿含铅4.60％,金6.29 g/t,银376.29 g/t,所得铅精矿品位51.98％,回收率42.34％,其中铅精矿含铜5.04％,金3.1 g/t,银106.89 g/t的浮选指标.将氧化铜铅混合精矿采用氨浸法浸出铜,在浸出剂浓度2.5 mol/L,液固比2:1的条件下,浸出3h后,铜的浸出率达53.5％.     

云南楚雄难处理氧化铜矿酸浸试验研究

根据云南楚雄某氧化铜矿原矿品位低、矿石性质复杂、氧化率高、结合率高、钙镁等碱性脉石含量高的特点,进行了选冶联合试验研究。酸浸之前采用高效捕收剂OA反浮选脱除绝大部分碱性脉石矿物,然后采用硫酸用量为150kg/t,液固比为2∶1,浸出时间为30min的浸出工艺条件,最终可获得铜浸出率为84.6%的良好指标,为难处理氧化铜矿的分选提供了一条新途径。     

广西某金矿选矿探索性试验研究

广西某金矿矿石为含金的石英脉,伴随多种金属硫化矿物。目前生产中,采用人工淘洗铅精矿的方法回收粗粒金,金流失比较严重,铅也没有得到充分回收。对原矿、生产中产品进行检测,并进行了摇床精矿、中矿及原矿的浮选-重选探索性试验。摇床精矿金品位为505.05 g/t、中矿品位为46.47 g/t,通过浮选,获得铅精矿中金品位分别为169g/t、36 g/t,作业回收率分别为28.62%、22.26%。原矿浮选-重选试验,获得金精矿金品位为3.53 g/t,铅精矿含金57g/t,硫精矿含金4.19 g/t,回收率分别为5.52%、37.34%、10.85%。表明浮选能富集细粒及嵌布于硫化矿中的金于硫化铅矿中,但粗颗粒金难以通过浮选富集,采用摇床重选也难以获得高品位金精矿。     

某氧硫混合型铜矿浮选工艺研究

为了实现某氧硫混合型铜矿的高效回收,产出合格的硫化铜精矿和氧化铜精矿。根据矿石性质和浮选工艺特点,采用先浮选硫化铜矿物,然后在硫化条件下浮选氧化铜矿物的选矿原则流程。针对该流程,分别开展了硫化铜矿物和氧化铜矿物的浮选条件试验,获得了最佳工艺参数,并进行了浮选闭路试验。试验结果表明,以丁基黄药和Z-200的组合作为硫化铜物的捕收剂,以NaHS作为氧化铜矿物的硫化剂、戊基黄药作为氧化铜物的捕收剂,硫化铜矿物浮选采用一粗两扫两精的选别流程,氧化铜矿物浮选采用一粗两扫两精+两精扫的选别流程,可以获得Cu品位为22.72%、Cu回收率为64.12%的硫化铜精矿和Cu品位为25.15%,Cu回收率为20.00%的氧化铜精矿,研究结果为同类型的铜矿开发提供了数据支持和技术参考。     

某氧硫混合铜钼矿选-冶联合工艺试验研究

云南某氧硫混合铜钼矿含铜0.328%,含钼0.275%,其中钼氧化率为48%。通过研究,采用优先混合浮选硫化铜钼矿,铜钼混合精矿分离得含铜21.10%的铜精矿和含钼47.50%的钼精矿,混选尾矿用碳酸钠调浆活化后进行浮选,钼的回收率可达到42.09%,但含钼只有0.526%。对浮选出的氧化钼粗精矿用碳酸钠加温浸出,浸出率可达到88.22%,浸出液可进一步加工生产工业用钼酸钙。使用该选-治联合工艺,铜的回收率为70.13%,钼的总回收率可达到76.86%。推荐的选冶联合工艺是回收该氧硫混合铜钼矿的一条有效途径,具有较好的利润前景。     

难处理混合铜矿选冶联合试验研究

以难处理混合铜矿为研究对象,该矿石铜氧化率和结合率分别为76.92％和39.16％,因为结合率较高,所以极难选别,单一的浮选法或者浸出法无法最大化地回收铜资源,采用浮选-浸出选冶联合法可以对铜资源高效回收.浮选作业采用一粗一扫一精的闭路试验流程,当磨矿细度为-74μm占80％,硫化钠用量为400 g/t,丁基黄药用量为...     

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。     

复杂难选氧化铜矿高效利用工艺研究

以某含铜2.08%的难选氧化铜矿为研究对象, 针对其结合铜含量高、赋存在氧化铁矿中的铜含量大的特点, 分别进行了直接酸浸、浮选、浮选-强磁选-强磁尾分级-(磁精矿+强磁尾细粒)酸浸以及强磁选-强磁精酸浸-强磁尾浮选4种工艺对比试验。结果表明, 采用浮选-强磁选-分级-(磁精矿+强磁尾细粒)酸浸工艺流程指标较佳, 浮选获得了铜精矿铜品位22.84%、铜回收率69.49%, 酸浸铜回收率26.40%, 全流程铜总回收率为95.89%。     

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。     

云南省某难选铜矿的选矿工艺研究

云南某铜矿原矿含铜1.68％,铜的氧化率为19.64％,其中结合氧化铜占13.69％,是一种复杂难选的硫化铜混合矿.由于铜泡石在矿石中含量较高,难以活化,因而精矿回收率仅为80％左右.考虑技术经济因素,较为合理的分选流程是采用原矿磨矿细度70％ -74 μm单一浮选流程,可获得铜精矿品位为32.23％、铜回收率为78.48％的选矿指标.     

低品位铍矿浸出工艺探索试验

针对Be含量为0.42%的铍原矿, 进行了硫酸用量、预处理温度、搅拌浸出固液比等条件对铍浸出率的影响试验。结果表明, 铍原矿浸出的优化工艺参数为: 预处理温度280 ℃、铍矿石与浓硫酸质量比1∶1.5、固液比1∶2, 此时铍浸出率达到98.2%。该工艺处理温度低, 降低了能耗, 为铍原矿的开发利用提供了可选途径。     

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。