硅孔雀石的结构与表面特性及浮选研究现状

硅孔雀石是难处理铜矿中含铜量较高的重要氧化铜矿,对其高效利用可缓解我国铜资源的供需矛盾.简要介绍了硅孔雀石的分布、结构及表面性质三个方面的特点,分析了硅孔雀石的浮选研究方法及现状,总结了硅孔雀石难选的原因,认为亲铜螯合剂浮选是硅孔雀石最有发展前景的方法.     

氧化铜矿制硫酸铜工艺途径

<正> 1 前言氧化铜矿是游离和结合氧化铜矿的总称。前者主要包括:孔雀石和蓝铜矿(石青)、赤铜矿和黑铜矿,它们易于浸出,是湿法冶铜的主要原料。几乎所有的氧化矿石中,铜的氧化物均有一部分以某种形态和脉     

焙烧酸浸渣中铜的形态对铜、金浸出率的影响

以某黄金冶炼厂含铜金精矿为研究对象,采用铜化学物相分析及浸出方法研究了焙烧?酸浸?氰化工艺处理含铜金精矿过程中焙烧酸浸渣中铜形态对铜、金浸出率的影响. 结果表明,含铜金精矿焙烧酸浸及氰化浸出时,铜形态对铜、金浸出率有显著影响,当酸浸渣中氰化易溶铜(氧化铜、次生硫化铜)含量大于0.10%时,金浸出率降低. 以原生硫化铜矿为主的含铜金精矿,适当提高焙烧温度、延长焙烧时间、增加初始酸浸酸度可有效降低酸浸渣中氰化易溶铜含量,提高铜浸出率,减弱其对金浸出率的影响.     

反射炉炼铜渣回收铜技术探索

在铜熔炼反射炉渣中铜铁赋存状态分析基础上,采用常规选矿和火法贫化工艺对反射炉水淬渣进行回收铜技术探索.研究结果表明,水淬渣含1.06%铜和36.41%铁,铜、铁、硅矿物紧密共生,相互交织,铜矿物的结晶粒度多数低于5 μm,在Na2S用量800 g/t、混合捕收剂用量240 g/t、浮选时间6 min、磨矿细度95%为-0.074 mm矿浆浓度30%的浮选条件下,渣精矿品位4.54%,回收率达64.65%,常规选矿工艺难奏效.吹炼转炉渣返回贫化作业会导致反射炉渣含铜较高,添加一定量黄铁矿精矿,采用热渣排放方式能有效降低渣含铜.     

磷酸乙二胺对硅孔雀石浮选的影响

以硅孔雀石单矿物为研究对象,通过单矿物浮选试验、溶解试验、硫残余量试验及SEM-EDS分析研究了磷酸乙二胺对硅孔雀石浮游特性的影响及其作用机理.浮选试验结果表明适量的磷酸乙二胺对硅孔雀石浮选效果很好.通过SEM-EDS分析结果表明磷酸乙二胺在硅孔雀石表面并未发生吸附,其作用类似于"催化剂",为后续硫化钠对硅孔雀石表面的硫化提供了更具有反应活性的矿物表面.而磷酸乙二胺对硅孔雀石的抑制作用发生在溶液中,而非硅孔雀石表面.     

某大型钼尾矿强化回收铜精矿的试验研究

本文基于某大型铜钼矿浮选的钼尾矿进行铜精矿的强化回收研究,开发出一套合理工艺来提高钼尾矿中铜精矿的充分回收。通过多元素及岩矿分析,钼尾矿中铜品位为1.075%,硫化铜占比97.81%,含铜矿物呈微细粒连生导致回收困难。通过磨矿和浮选试验确定再磨细度-0.038mm占89%,采用氧化钙、丁基黄药、2#油的药剂制度,制定一粗三精二扫工艺,获得铜精矿产率为5.78%,铜品位为21.15%,回收率为72.86%的良好指标,满足三级品铜精矿的质量要求。     

某难处理氧化铜矿酸浸实验及动力学分析

针对以硅孔雀石为主的高结合率、高钙镁难处理铜矿的进行了酸浸动力学研究,考察了温度、硫酸浓度、搅拌强度和矿石粒径对铜浸出率的影响.结果表明:铜浸出率随温度和硫酸浓度的增大而提升,搅拌强度对铜浸出率影响较小,铜浸出率随矿石粒径的减小先增大后减小,这可能是由于原矿钙镁含量高,当磨矿细度过细钙镁充分解离,一旦矿石和硫酸接触,钙镁和硫酸迅速反应消耗大量的酸,导致铜的浸出率降低.采用SEM-EDS和XRD对浸出前后矿样进行表征,结果表明碳酸钙与硫酸反应生成硫酸钙沉积在颗粒表面形成固态产物层,阻碍浸出反应.动力学分析表明该浸出过程受固态产物层扩散控制,反应表观活化能为11.43 kJ/mol.     

国外某铜铅银钡多金属矿的分离与回收工艺

对国外某铜铅银钡多金属矿进行铜铅混合浮选、抑铅浮铜、浸出、重选等实验研究,最终确定采用铜铅混浮-精矿浸出-尾矿重选的选冶联合工艺流程,实现了铜、铅、银、钡资源的综合回收.结果表明,原矿含铜1.52%、铅7.84%和BaSO_4 29.91%,银品位为243.8 g/t,经混合浮选得混合精矿含铜8.09%、铅47.21%、银1389.4 g/t,回收率分别为85.50%,92.91%,87.93%;在室温(25℃)、浸出剂浓度0.6 mol/L、液固质量比4、浸出时间50 min的条件下浸出,获得了铜、铅、银浸出率分别为84.95%,5.56%,21.04%的浸出液和含铜1.54%、铅64.23%、银1 787.6 g/t的浸出渣.浮选尾矿经摇床重选后得BaSO_4品位为95.37%、回收率为35%的钡精矿.     

铜蓝的细菌氧化浸出

研究了福建紫金山铜矿中主要目的矿物之一铜蓝的细菌浸出过程的影响因素,考察了铜蓝纯矿物的浸出特性. 实验室条件下细菌浸出铜蓝纯矿物的适宜条件为：接种量100%,矿浆浓度<5%,初始Fe2+浓度4.0 g/L. 20 d浸出周期内铜蓝浸出率可达60%以上. 通过向纯矿物浸出体系中添加Fe3+、黄铁矿和H2O2,探讨提高溶液氧化电位以强化浸出效果的可能性. 结果表明,添加Fe3+和H2O2对于提高溶液的氧化性效果不显著,同时影响细菌的浸出. 添加黄铁矿则能有效提高浸出过程的氧化电位,以1:2或1:1质量比添加黄铁矿能明显加快铜蓝的细菌浸出速率.     

响应曲面法优化氧化铜渣浮选提铜工艺

江西某炼铜炉渣含铜量高,具有较高的经济价值。由于该铜渣中铜矿物以氧化矿为主,且硫化矿表面被氧化,直接浮选铜回收率低、经济效益差。通过添加活化剂,活化氧化铜矿物,并利用响应曲面中心复合设计原理对浮选工艺条件进行优化,研究氧化钙、硫化钠、Z-200对浮选效果的响应。结果表明,Z-200用量是影响精矿品位和回收率的主要因素,且各响应因素间存在交互效应,在CaO用量为25 g/t,Na₂S用量为500 g/t,Z-200用量为100 g/t的最优条件下,闭路试验获得精矿平均品位12%,精矿铜回收率为86.57%,采用该浮选优化工艺能获得较好的回收效果。     

Leaching kinetics of copper flotation tailings in aqueous ammonia/ammonium carbonate solution

The experiments of agitation leaching were carried out in aqueous ammonia/ammonium carbonate solution, to recover copper from the flotation tailings of waste copper oxide residue. The main copper minerals contained in the flotation tailings are chrysocolla, malachite, and cuprite, with the copper grade of 1.12%. Effects of lixiviant concentration, solid‐to‐liquid ratio, stirring speed, and reaction temperature on copper leaching ratios at various time were investigated. It is found that the leaching ratio almost cannot be affected by time after 90 min of leaching. The optimised processing conditions have been determined, under which the leaching ratio of 70.6% is obtained. Kinetics analysis indicates that the copper leaching ratio is controlled by diffusion through the product layer in the initial 60 min of leaching, and corresponding measures to strengthen the copper extraction is proposed, with the activation energy of 32.3 kJ/mol. © 2012 Canadian Society for Chemical Engineering     

晶体化学在氧化铜矿物浮选中的应用研究进展

晶体化学是矿物分选的重要理论基础之一,在矿物浮选领域中发挥着重要作用. 本工作总结了晶体化学的研究内容及其在氧化铜矿物浮选中的应用,介绍了氧化铜矿物晶体结构特征、表面特性及可浮性研究现状,综述了晶体化学在氧化铜矿物浮选药剂作用机理研究及浮选条件控制等方面的应用,指出了晶体化学在矿物浮选中的应用研究方向.     

云南某含锡多金属硫化矿选矿实验研究

对云南某含锡多金属硫化矿进行了工艺矿物学和选矿实验研究. 结果表明,矿石中铅锌品位低,铅、锌矿物相互交代、包裹,嵌布粒度不均匀,采用优先浮铅、再选锌的原则流程,利用铅矿物与锌、硫矿物间可浮性差异较大的特点,采用石灰、亚硫酸钠和硫酸锌抑制锌、硫,以乙基黄药为铅捕收剂优先浮选铅矿物,选铅尾矿用硫酸铜作活化剂活化闪锌矿选锌;锡矿物与黄铁矿、磁黄铁矿等矿物共生关系复杂,且嵌布粒度较细,选锌尾矿经脱硫浮选后采用重磁联合流程回收锡矿物. 通过闭路实验,得到含铅40.92%、银1610.53 g/t、铅回收率81.25%、银回收率77.03%的铅精矿,锌精矿含锌43.23%、回收率为85.92%,硫精矿含硫42.57%,作业回收率为87.65%,锡精矿含锡42.38%,作业回收率为59.29%.     

某低品位铜镍矿选矿试验研究

某低品位硫化铜镍矿含镍0.63%、含铜0.62%,脉石矿物主要以橄榄石、蛇纹石、绿泥石、辉石等含镁矿物为主。根据矿石性质,对其进行了浮选试验研究,采用现场生产工艺流程,通过试验调整、优化工艺参数后得到了镍品位6.11%、回收率72.30%和铜品位7.06%,回收率78.61%的合格精矿,提高了资源利用率,为矿山可持续发展提供了合理的途径。     

某铜矿选矿实验研究

为了开发某铜矿资源,对其进行了可行性实验研究.根据矿石物相分析结果,采用硫化铜与氧化铜混合浮选工艺,并选用新型高效浮选药剂,可获得铜精品位20.29%,收率70.68%的铜精矿.     

新华含稀土磷矿浮选实验研究

采用反浮选工艺,研究了抑制剂种类及用量、捕收剂WF-01用量、浮选时间、矿浆浓度和磨矿细度等因素对新华含稀土磷矿浮选效果的影响,并对较佳浮选条件下获得的磷精矿和尾矿进行了稀土分析. 结果表明,浮选剂选用WF-01,工业硫酸不适宜单独作为此矿样浮选时磷矿物的抑制剂,而采用工业磷酸作为抑制剂和矿浆pH值调整剂,在磷酸用量9 kg/t、捕收剂WF-01用量0.8 kg/t、浮选时间9 min、磨矿细度82%为-74 mm、矿浆浓度35%的浮选条件下,可获得较好的浮选和稀土富集效果,磷精矿的P2O5品位可从原矿的21.71%增加到32%以上,回收率达到90%;在浮选过程中稀土主要富集在磷精矿中,富集比为1.56,在精矿中的含量为87.09%.     

从云南某高硫铅锌矿尾矿中综合回收锌的试验研究

云南某高硫铅锌矿尾矿平均含Pb 0.84%、Zn 3.67%,综合回收价值较高,其中含铅矿物主要为方铅矿和白铅矿,含锌矿物主要为闪锌矿和菱锌矿。实验室选矿试验研究表明,采用“硫化矿优先浮选–浮硫尾矿脱泥–氧化锌浮选”工艺可较好地实现尾矿中有价矿物的高效回收,进一步研究发现在氧化锌浮选过程中,粗选和扫选分别采用不同碳链长度的胺类捕收剂,可明显提高锌精矿的品位和回收率,并避免氧化锌浮选时泡沫量大、消泡困难等问题,最终可获得含锌23.46%,回收率13.04%的硫化锌精矿及含锌27.86%,回收率51.69%的氧化锌精矿,累计锌总回收率可达64.73%,实现该尾矿中有价矿物的高效回收,研究结果为该尾矿的综合回收利用提供了重要的研究数据及基础。     

A study on selective flotation in low and high pyritic copper sulphide ores

The effect of chemical reagent configurations was investigated on two different copper sulphide ore types, including high and low pyritic feeds. Three different combinations of collectors as isopropyl-n-ethyl thionocarbamate (C-4132), mixture of mercaptobenzothiazole and butyl sodium dithiphosphate (Flomin 7240) and sodium isopropyl xanthate (Z11) were used in flotation experiments. Solely using C-4132 was selected as the best pattern for both feed types with regard to achieving the highest copper grade and the lowest iron recovery. However, the selectivity index (SI) results showed that the combination of Z11+F7240 provides the highest selectivity of chalcopyrite against pyrite in either low or high pyritic ores.