湖北某难选氧化铜矿选冶联合试验研究

针对湖北某高氧化率、高结合率和高泥氧化铜矿的浮选难题,通过试验研究,设计开发出适合该矿石的选冶联合工艺流程:首先快速浮选矿石中的硫化铜矿物,然后对浮选尾矿进行加温酸浸,浸出液再采用硫化钠沉淀,最后添加一定量的粗粒硫化铜精矿进行载体浮选,在原矿含铜1.87%的情况下,通过闭路试验获得总铜精矿含铜18.91%,铜回收率79.33%的良好指标。     

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。     

氧化铜矿选冶研究现状及展望

氧化铜矿是我国重要的铜矿资源,但选冶难度较大,因此大量的氧化铜资源至今未被高效开发利用.本文结合氧化铜矿矿物学特性,简述了氧化铜矿难处理的原因;从浮选、浸出、选冶联合工艺等方面综述了氧化铜矿回收利用现状,介绍了这些方法的优缺点;针对氧化铜矿特点与现有技术的应用潜力,探讨了氧化铜矿选冶研究今后的发展方向.     

某含钴氧化型铜矿选冶联合成套工艺研究

针对刚果(金)某含铜3.22%、含钴0.045%的含钴氧化型铜矿石,研发了“异步浮选预处理、氧化铜钴精矿浸出-浸渣浮选、硫化铜钴精矿沸腾焙烧-浸出”的选冶联合成套工艺技术,全流程铜和钴金属回收率分别达到81.23%和59.19%,实现了铜和钴的高效回收。     

难处理金矿石选冶技术研究

甘肃某金矿金矿品位较低,矿石氧化程度较高。金矿物粒度细小,主要以微粒、次显微金矿物形式嵌布于褐铁矿粒间以及被粘土矿物充填的褐铁矿裂隙、孔洞中,属于难处理矿石。根据该矿石性质进行了原矿全泥氰化浸金和浮选富集-氰化浸金两种工艺流程的试验研究,结果表明该两种工艺均可获得较好的选矿指标:原矿全泥氰化搅拌浸出的金浸出率为94.19%;浮选富集-氰化浸金的金浸出率为97.62%,银浸出率为90.80%。由于浮选抛尾可显著提高氰化浸金的设备效率和经济效益,故推荐浮选富集-氰化浸金为该金矿的选冶技术方案。     

中亚某难选含氧化铜金矿选冶试验研究

介绍了采用“浮选-浮选精矿销售-浮选尾矿直接炭浆法氰化浸出”工艺方案综合回收中亚某矿山过渡带难选含铜金矿中的金和铜。该矿原矿石含金3.52g/t、银11.20g/t、铜0.54%、砷0.40%、硫1.54%,其中氧化物铜含量为0.22%,占总铜含量的40.74%,金、铜嵌布粒度微细,嵌布关系复杂,属于复杂难选含氧化铜金矿。针对该矿特点,通过引进氧化铜类捕收药剂体系,增加精选级数,按照便于现场技改的硫化物铜、氧化物铜混合浮选工艺进行金铜浮选回收,对浮选尾矿进行直接炭浆法氰化浸出回收金。最终可获得浮选精矿产率3.92%,含金48.50g/t,含铜8.45%的可销售精矿,浮选尾矿含铜0.21%,可氰化铜含量0.12%,浮选尾矿直接炭浸所需氰化钠用量为3.1kg/t,金浸出率74.71%,浮选+浸出金综合回收率88.26%,铜回收率62.16%。与现场原工艺“浮选-浮选精矿销售-浮选尾矿氨氰法抑铜浸金-氨氰尾浆炭浸”相比,浮选精矿产率接近,精矿金铜品位更优,金综合回收率提高了6.02%,铜回收率提高了9.24%。试验成果已作为现场技改依据。     

选冶联合流程处理氧化铅矿工艺研究

论述了采用摇床重选－重选尾矿浸出的选冶联合工艺是处理某高氧化率铅矿的有效方法；并介绍了用这种联合工艺处理该氧化铅矿的工艺流程及指标。     

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。     

难选氧化铜矿选冶联合技术研究现状与进展

难选氧化铜矿物的高效回收一直是国内外选矿和冶金研究工作者的研究热点,针对这种难处理的现状,概述了近几年难选氧化铜硫化浮选的相关研究与进展。本文介绍了常规浮选法和选冶联合两个方面,后者又包括氨浸-硫化沉淀浮选法、水热硫化-温水浮选法和硫化焙烧-浮选法。选冶联合在难处理氧化铜矿方面取得较好的研究成果,是未来氧化铜矿物高效回收的研究方向。     

某玄武岩型难选氧化铜矿浮选-浸出联合工艺研究

采用浮选?浸出工艺处理含铜0.94%的玄武岩型氧化铜矿,该铜矿物氧化率高,嵌布粒度较细,属于低品位难选氧化铜。通过硫化浮选法回收部分氧化铜矿及硫化铜矿,可得到品位为16.2%,回收率为50.7%的浮选铜精矿,通过硫酸浸出法回收浮选尾矿中的细粒级铜矿物,浸出率达87%,此浮选-浸出工艺实现了铜矿物的有效回收。     

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%。     

马来西亚某高硫铜矿磁选-浮选工艺试验研究

采用磁选-浮选联合工艺回收马来西亚某高硫铜矿中的铜,在磁场强度1.0 T条件下经过2次磁选预处理,磁选精矿经一粗二精浮选得到铜品位11.15%、回收率24.29%的铜精矿1,磁选尾矿经二粗三精一扫浮选得到铜品位6.07%、回收率36.39%的铜精矿2,铜总回收率为60.68%,实现了铜硫分离。     

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。     

某低品位难选氧化铜矿浮选试验研究

针对某氧化铜矿品位低、氧化率高、结合率高等特点, 采用先添加硫化剂硫化和硫酸铵活化, 再以水玻璃+六偏磷酸钠组合抑制剂强化抑制, 以混合黄药680+丁铵黑药+羟肟酸组合捕收剂强化捕收的新药剂制度, 对该矿石进行了系统的浮选试验研究, 确定了氧化铜矿最佳分选条件与药剂制度, 闭路试验指标达到铜精矿品位17.39%, 回收率59.36%。     

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。     

西藏某难处理氧化铜矿石浮选试验

西藏某铜矿石为高氧化率、嵌布粒度细、脉石矿物易泥化的难选氧化铜矿石,铜品位为1.76%,铜氧化率高达44.32%。根据矿石性质的特点,采用硫化铜矿物和氧化铜矿物分步浮选-混合精选流程进行了浮选试验。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占85%情况下,以水玻璃为矿泥的抑制剂和分散剂、戊基黄药为捕收剂、硫化钠为氧化铜矿物的硫化剂、硫酸铵为辅助活化剂、松醇油为起泡剂,通过2粗2精2扫流程处理,获得了铜品位为21.19%,铜回收率为78.74%的铜精矿。     

氧化铜矿浮选方法研究

从浮选捕收剂及硫化机理两个方面综合论述了氧化铜矿的直接浮选法和硫化浮选法的研究现状及进展,并指出了氧化铜矿浮选研究方向.     

新疆某低品位难选氧化铜矿选矿试验研究

新疆某氧化铜矿含铜0.84%, 氧化率高达78.81%, 属含泥量高的低品位难选氧化铜矿。为回收利用该矿石资源, 对其进行了选矿工艺条件与工艺流程试验研究。结果表明, 采用硫化浮选法可有效回收该氧化铜矿, 在磨矿细度-0.074 mm粒级占75% 的条件下, 以水玻璃作为矿泥分散剂、Na₂S作为氧化铜活化剂、戊基黄药+B130+25^#黑药作为组合捕收剂、2^#油作为起泡剂, 经过二粗三精二扫闭路浮选流程, 最终得到铜品位19.47%、回收率78.19%的铜精矿。     

硫化浮选法处理难选氧化铜矿的技术研究

针对氧化率高达93%的云南某氧化铜矿,通过分段添加硫化钠,分时进行硫化浮选,控制硫化钠用量和硫化浮选时间,进行了一系列试验室浮选试验,获得了铜精矿中铜的综合品位为14.52%,铜的总回收率为72.29%的铜精矿;银的综合品位为366.7 g/t,银的总回收率为48.07%银精矿,取得了较好的选矿技术指标,为开发类似铜矿提供了技术依据。