氧化铜矿搅拌浸出—萃取—电积的生产实践

结合某一氧化铜矿搅拌浸出 -萃取 -电积工艺生产阴极铜的实例 ,介绍了该工艺的主要工序和设备 ,以及生产操作和主要技术经济指标 ,同时对搅拌浸出和堆浸两种浸出工艺进行了初步的技术经济可行性比较。该厂的生产实践表明 ,搅拌浸出 -萃取 -电积工艺对处理品位高、含泥量大的氧化铜矿石经济效益是显著的     

单一铜矿选矿生产实践

改革现场生产工艺流程，调整药剂制度，严格控制矿浆ｐＨ值，实现无氰浮选，结果大大提高了铜及伴生金银的选矿回收率，获得了较好的经济效益。     

氧化铜矿浮选中的若干问题

对于矿泥的处理和硅孔雀石的浮选,进行了基础研究,这两个课题在氧化铜矿浮选中,都是急待解决的。矿泥对浮选过程产生不良影响的原因在于,矿泥吸附于气/液界面,或者在矿物表面上形成矿泥复盖。对矿泥在气/液界面上的吸附现象,利用各种粒度的矿泥粒子进行了试验。试验结果说明,针铁矿、膨润士、滑石影响较大,倾向于显著地吸附于界面之上。作为脱泥方法,发现在通常氧化铜矿浮选前,添加聚合物絮凝剂,如聚乙烯氧化物进行脱泥浮选,效果较好。通过黄药吸附试验,硅孔雀石可浮性试验,合成和天然矿石浮选试验,对采用亲铜有机药剂和烷基黄药选择性捕收硅孔雀石的性能进行了检验。亲铜药剂采用了水杨醛肠、8-羟基喹啉和二苯乙醇酮-α-肟。试验结果表明,结果药剂添加制度和矿浆pH适宜,用较高级黄药,如戊基黄药在硅孔雀石上的吸附,以及硅孔雀石对气泡的附着,因有亲铜药剂的存在而加强。利用合成和天然矿石进行的浮选试验,确认硅孔雀石利用亲铜药剂,诸如8-羟基喹啉或水杨醛肟,连同戊基黄药的捕收作用,可得到充分地,选择性地浮选。     

冬瓜山铜矿提高半自磨机处理能力的生产实践

介绍冬瓜山铜矿选矿厂使用的半自磨机的技术特点及应用情况,并对该半自磨机在试生产出现的处理能力不高问题进行了分析研究,最终通过—系列优化措施使半自磨机的处理能力由最初的250t/h提高到550t/h。     

氧化银铜矿无毒堆浸生产实践

在NH3-NH4Cl缓冲溶液[pH=10]体系中,利用矿石自身中的Cu2+作催化剂,在外加亚硫酸钠作助溶剂和稳定剂,常温、常压下,采用浸出剂硫代硫酸盐浸出碱性氧化银、铜矿,浸出速度快,无毒.万吨堆浸工业生产测试证明硫代硫酸盐法在碱性NH4Cl体系中,银的浸出率高,为72%,铜的浸出率为80.5%.     

铜矿峪矿选厂生产实践及问题探讨

对铜矿峪矿选矿厂提高浮选指标的实践进行了总结，对存在的问题进行了分析，并提出了针对性的措施。     

铜山口铜矿技术改造的生产实践

针对铜山口铜矿选矿生产中存在的问题，在选矿试验论证的基础上，进行了多次选矿工艺技术改进措施，主要技术经济指标有了很大的提高，取得了显著的经济效益。     

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。     

铜矿石氧化及其对选矿的影响

铜仅次于钢铁被人类广泛应用，对人类社会的进步和文明起了非凡的作用，铜的氧化现象存在的于铜矿石的成矿，开采，铜金属的提取等过程，给选矿加工带来很大的影响。     

蓖子沟铜矿生产实践经验

本文简要总结了蓖子沟铜矿自建设生产30年以来在各项工作(地质、采矿、选矿、设备、管理)中获得的巨大成绩和具体经验。     

美国铜矿选矿生产实践与发展趋势

美国为世界最大的铜生产国,占世界矿山生产铜的20％;占再生铜产量的22％。1974年产铜160万吨。但是,国产铜实际上是短缺的,为此,美国必须依附于其它资源和输入再生铜、矿铜及某些铜精矿(见表)。美国几乎有200个公司销铜。然而12个公司生产产量的95％。其中最大公司拥有矿山、冶炼、精炼与金属加工设备。     

平水铜矿锌硫分选生产实践

<正> 平水铜矿在采用优先选铜-混合浮选-混合精矿再磨-铜锌硫分选的新流程后,针对锌硫分选指标不佳的情况,开展试验研究,采用加强磨矿、低浓度下分选锌硫和控制石灰用量等措施,取得了较好的效果。(一)矿石性质平水铜矿系含铜黄铁矿型多金属矿。主要金属矿物以黄铜矿、闪锌矿、黄铁矿为主。脉石矿物以石英、绢云母为主。矿石分浸染状及块状两种类型。矿石性质较复杂,铜、锌、硫矿物致密共生,嵌布粒度很细。(二)生产情况为适应新扩建选矿厂工业生产需要,1987年该矿将优先浮选流程改为优先选铜-混合浮选-混合精矿再磨-铜锌硫分选的新流程。     

低品位黄铜矿石配矿处理氧化矿的生产实践

采用常规选矿方法对氧化矿中的铜进行回收,均没有达到理想的选矿指标,通过试验及工业生产实践,利用浮选协同效应,将氧化矿与硫化矿按比例配矿处理,获得了较为合理的选矿指标,氧化矿铜回收率相对提高了2.27％,已应用到实际生产,有效地提高矿产资源的利用率,合理实现优化矿产资源的配置.     

氧化铜矿浮选研究

本文从捕收剂方面着手，对浮选氧化铜矿的方法进行了总结和分类；对硫化浮选工艺的控制因素进行了归纳总结和分析；并对浮选氧化铜矿的工艺进行了分析研究；进而提出了氧化铜矿浮选技术发展的方向。     

氧化铜矿选矿研究

用不同的螯合物药剂,即 N-亚哨基苯胺铵(铜铁灵)、8-羟基喹啉、a-苯偶姻肟和二乙基硫代氨基甲酸钠进行了氧化铜矿的阶段选矿试验。试验的这四种捕收剂中已发现二乙基硫代氨基甲酸能有效地达到高的回收率和品位。与其他捕收剂相比,这种药剂的消耗量也较低。所有这几种捕收剂对铜都有很好的选择性并且得到了优质精矿。吸附研究指出,在矿物表面上捕收剂的吸附依从一个真正的化学反应。二乙基硫代氨基甲酸络合物性质的研究指出,在矿物表面上的每一个铜原子将和两个二乙基硫代氨基甲酸分子络合,研究了药剂浓度,矿浆的 pH 值,叶轮速度等参数。     

各种氧化铜矿的浮选

一前言从1955年以来日本矿业公司开始对南美、澳大利亚、中近东、非洲或加拿大等地区,研究了氧化铜矿床的选矿处理淋浸法、浮选法或离析法等各种处理方法。本文介绍的是在上述氧化铜矿的选矿试验中,特别是应用浮选法处理矿石性质不同的几种矿石的实例,分述于下以供参考。     

氧化铜矿浮选的研究

一前言在用选矿方法处理氧化铜矿时,当硅孔雀石含量少时,虽可用浮选法进行,但当其含量高时,则采用LPF法。此外,当含有使用LPF法较为困难的炭酸质脉石时,曾研究使用离析法。以上是关于过去研究的概况,作为非硫化矿物选矿研究委员会研究内容,已有所介绍。本文则不再涉及LPF法和离析法,只是关于以前浮选方面的研究,加以详尽介绍。硅孔雀石以外的氧化铜矿物虽容易浮选,但硅孔雀石浮选的工业规模成功的例子几乎没有。然而,对硅孔雀石浮选机理、其难浮游的原因以及寻求对硅孔雀石有效的捕收剂等方面     

西藏甲玛铜矿浮选改造及生产实践

针对西藏某铜矿磨矿系统与浮选系统处理能力不匹配、浮选时间不足、选矿回收率较低的问题,对该选矿厂浮选工艺流程进行了改造和生产实践。通过利用闲置浮选机设计一套独立快速浮选系统,达到了有用金属"能收早收"的目的,有效延长了精选系统的浮选时间,同时缓解了粗扫选作业的浮选压力。工艺改造后选矿指标有了大幅度提升,铜回收率由71.69%提高至75.65%,金回收率由38.37%提高至43.01%,银回收率由38.91%提高至55.72%,钼回收率由20.78%提高至22.38%,年增加经济效益可达人民币8 140万元,生产实践效果与经济效益显著。