云南某贫细硫化铜矿石选矿工艺优化研究

云南某低品位细粒嵌布的铜矿石铜、硫品位分别为0.161%和9.704%,有价铜矿物嵌布粒度细,铜硫分离富集难度较大。为实现该硫化铜矿石资源的高效开发利用,在选厂原选矿流程及原矿工艺矿物学研究基础上,进行了系统的磨浮试验。结果表明:矿石采用磨矿—1粗2扫铜硫混合浮选—混浮粗精矿再磨—1粗3精2扫铜硫分离浮选闭路流程处理,可获得铜品位14.69%、铜回收率63.15%的铜精矿,硫品位29.16%、硫回收率75.10%的硫精矿,试验铜精矿品位较现场提高近3个百分点,铜回收率提高15个百分点以上,显著优于现场生产指标,达到了理想的综合回收铜硫效果。研究结果可作为工艺流程优化的依据。

艾萨磨在某高硫铜锌混合粗精矿铜锌分离中的应用

某高硫铜锌混合粗精矿在铜锌分离过程中难以获得铜品位18%以上的铜精矿,为解决铜精矿品位偏低的问题,进行了艾萨磨再磨工艺与现场球磨+水力旋流器再磨分级工艺对比试验研究。试验结果表明:采用艾萨磨工艺,铜锌分离作业可获得铜品位20.52%、锌含量2.38%、铜回收率89.32%的铜精矿,与现场球磨再磨工艺相比,铜精矿品位提高了2.82个百分点,锌含量降低了1.17个百分点,铜回收率提高了3.98个百分点。

沸石原位生物再生强化短程硝化处理高氨氮废水

为解决高浓度游离氨(FA)抑制氨氧化菌而造成高浓度氨氮废水无法进行生物处理的问题,采用添加天然沸石缓解FA的抑制影响。向SBR中添加天然斜发沸石并以短程硝化处理氨氮为2 210 mg/L的铜氨废水,在运行第86天时反应器在1.105 kg/(m^(3)·d)的氨氮负荷下达到98.5%的氨氮去除率。反应过程中原位生物再生保证了天然沸石的持续强化效果,沸石再生率为99.0%~106.3%。通过对污泥胞外聚合物(EPS)含量及成分分析发现进水氨氮的增加导致EPS含量升高,且在铜离子的胁迫下EPS中的蛋白质质量分数升高,促进了污泥颗粒化的形成。高通量测序结果显示亚硝化单胞菌属为主要氨氧化功能菌属,其相对丰度变化范围为10.3%~51.7%。丛毛单胞菌属(Comamonas)在高浓度氨氮环境下快速增长,其相对丰度从第22天的0.6%增长至第86天的29.9%。短程硝化在天然沸石的强化下实现了对铜氨废水的稳定高效处理。

江西某高铁硫精矿选铜试验

为高效回收利用江西某高铁硫精矿中的铜资源,在矿石性质研究的基础上,进行了浮选工艺试验。试验结果表明:采用Z-200作为铜矿物捕收剂,在磨矿细度为-0.074 mm80%、CaO用量1 000 g/t、Z-200用量45 g/t的条件下,采用1粗3精2扫优先浮选闭路流程,可获得铜品位15.58%、铜回收率91.04%的铜精矿,有效回收了该高铁硫精矿中的铜资源。

江西某含铜黄铁矿浮选试验研究

江西某含铜黄铁矿铜含量为1.33%,其中氧化铜占15.79%,矿石硫含量为32.24%。为开发利用该矿石,在磨矿细度为-0.074 mm占70%条件下,以石灰为pH调整剂,APII为选铜捕收剂,丁基黄药为选硫捕收剂进行闭路试验,获得了铜精矿铜品位17.97%,铜回收率72.21%,金品位4.69 g/t,银品位160.53 g/t,以及硫精矿硫品位48.93%,硫回收率89.05%的浮选指标。实现了矿石中有价金属的回收利用,为高效开发利用该矿石提供了依据。

高砷铜精矿硫化钠-氢氧化钠碱浸除砷

云南某高砷铜精矿铜品位为13.46%,含砷质量分数为5.17%,主要矿物为黄铜矿、黄铁矿、毒砂、含砷黄锡矿、锡石和镁铝硅酸盐。在硫化钠-氢氧化钠碱性体系下浸出高砷铜精矿的砷,系统研究工艺参数条件如氢氧化钠浓度、硫化钠用量、浸出温度、转速、液固比、浸出时间等对砷脱除率的影响。结果表明,上述工艺参数条件均对砷的碱浸脱除率影响较大,最佳浸出工艺条件为:氢氧化钠浓度5 mol/L、硫化钠浓度为50 g/L、浸出温度90℃、转速为1000 r/min、液固比为10∶1、浸出时间为3 h,在此最佳条件下可最终获得砷去除率为60.55%的技术指标。采用EMPA-EDS对碱浸渣进一步分析发现,采用硫化钠-氢氧化钠碱性体系浸出可完全溶解高砷铜精矿中的毒砂,浸出渣中主要含砷矿物为含锌硫砷铜矿和砷黝铜矿;浸出过程形成的氢氧化铁以及脱水后生成的氧化铁覆盖在含砷矿物表面,阻碍了碱性浸出剂与矿物的充分接触,影响了浸出过程传质效果。

预转化制酸系统低温余热回收装置建设与运行

介绍了包头华鼎铜业发展有限公司预转化烟气制酸低温余热回收装置的设计及试运行情况。在原装置基础上改建一套450 kt/a预转化烟气制酸装置,采用低温余热回收技术回收反应热量,产0.8MPa、170℃低压饱和蒸汽。装置试运行各项指标符合设计要求,产w(H2SO4)99.6%硫酸70 t/h,产饱和蒸汽35 t/h,具有良好的经济效益。

低品位高泥高镁硫化铜镍矿浮选试验研究

对新疆某铜镍矿山低品位高泥高镁硫化铜镍矿进行了浮选试验研究。以羧甲基纤维素钠和水玻璃为组合抑制剂、以丁基黄药和丁铵黑药为组合捕收剂,采用铜镍混合浮选-铜镍分离工艺流程,闭路试验可获得铜品位25.11%、铜回收率79.90%、含氧化镁2.02%的铜精矿以及镍品位6.98%、镍回收率75.01%、含氧化镁5.32%的镍精矿,实现了铜、镍的高效回收和有效分离。

某含铜黄铁矿石选矿工艺优化设计与生产实践

某大型含铜黄铁矿资源由于矿石性质复杂,有价成分多样,分选难度大,一期选矿厂不仅铜精矿、硫精矿品位和回收率偏低,而且铜硫互含和有价成分流失严重。为建设更高效、更科学的二期选矿工艺系统,采用先浮易浮铜、然后铜硫混浮、混浮精矿再磨再分离、混浮尾矿脱泥后再选硫流程处理矿石,最终获得铜品位22.02%、回收率83.17%的铜精矿,硫品位46.50%、回收率76.09%的高硫精矿,铜精矿品位提高了2.74个百分点、回收率提高了5.31个百分点,硫精矿品位提高了5.12个百分点、回收率提高了10.22个百分点,显著提高了企业的经济效益,减少了尾矿中硫对环境的不利影响。因此,在选矿流程的制定上,更精细、更科学、更准确地把握矿物性质的差异,有利于制定更高效的选矿流程。

从某铜钼混合精矿中回收高品质钼精矿的工艺试验研究

以黑龙江某大型铜钼矿选矿厂Mo和Cu品位分别为6.39%和0.71%的铜钼混合精矿为研究对象,在工艺矿物学分析的基础上进行铜钼分离试验。结果表明:混合精矿中铜、钼金属主要以硫化钼和硫化铜形式存在,分别占97.77%和96.54%,铜钼金属矿物存在连生体,含铜矿物呈微细粒分布,这导致铜钼分离困难。。浮选试验表明,在再磨细度为-45μm占75.43%条件下,以巯基乙酸钠为抑制剂,Na2SiO3为矿泥分散剂,煤油为捕收剂,2#油为起泡剂,采用1粗4精3扫的铜钼分离工艺流程,获得了Mo品位和回收率分别为51.08%和86.28%,且Cu品位0.19%的钼精矿,可以满足特级钼精矿产品的质量要求。

周期式振动脉动高梯度磁选机的研制与试验研究

针对当前高梯度磁选机机械夹杂多、精矿富集比较低的问题,提出在高梯度磁选过程中使磁介质振动,通过形成振动—脉动新型复合力场提高分选精度。在此基础上,研发出一种新型周期式振动脉动高梯度磁选机,用于分选某微细粒铜钼混合精矿试验研究。结果表明:脉动力场有利于分散矿浆及冲洗磁介质表面吸附的矿粒,而振动力场能进一步减少磁介质内部夹杂,增加磁介质与矿粒的碰撞概率,对提高磁性精矿品位及回收率有明显作用。利用该种新型周期式振动脉动高梯度磁选机分选铜、钼品位分别为26.12%和0.36%的微细粒铜钼混合精矿,在适宜参数条件下获得产率为42.53%的高品位铜精矿,钼含量仅为0.07%、铜回收率为50.42%;钼精矿钼品位为0.57%、钼回收率为91.56%;试验钼去除率达80.56%,分选效率为40.61%,铜钼分离效果显著,分离产品粒级回收率分析结果进一步表明该磁选机能有效分选这种微细粒铜钼混合精矿。该种高梯度磁选机为细粒弱磁性矿的高度选择性分选提供了一种新的技术思路。

刚果(金)SICOMINES铜钴矿浮选-磁选工艺优化研究

刚果(金)SICOMINES铜钴矿属于高氧化率难选铜钴矿,使用浮选—磁选联合工艺处理该矿石,其磁选精矿品位低,产率较大,磁选精矿直接浸出经济效益差。为提高该铜钴矿磁选精矿铜钴选冶综合效益,对磁选精矿进行再磨再选处理,采用硫氢化钠作为硫化剂,黄药作为捕收剂,松醇油作为起泡剂,进行了磁选精矿再磨再选试验研究。在最佳条件下,可获得产率18.48%、铜品位3.84%、钴品位0.36%、铜回收率56.15%、钴回收率35.20%的精矿,且精矿铜浸出率可达到85.90%,钴的浸出率可达到73.23%,吨铜净酸耗为2.15 t/t铜,获得较好的经济效益。

粉体巯基乙酸钠用于铜钼分离的试验研究

为解决陕西某选矿厂铜钼分离过程中所用液体巯基乙酸钠药剂储存难度大、运输成本高、药剂库容占比高等问题,针对粉体巯基乙酸钠的应用进行了试验研究。通过35%高品位的粉体巯基乙酸钠与品位9%的液体巯基乙酸钠的对比试验,最终获得了钼品位为48.36%、含铜为0.49%的钼精矿,为粉体巯基乙酸钠替代液体巯基乙酸钠提供了技术支持,可有效解决药剂储存难度大,运输成本高等问题。

刚果(金)SICOMINES高氧化率铜钴矿浮选效果提升研究与生产实践

刚果(金)SICOMINES高氧化率铜钴矿生产过程中发现,由于浮选机加药管位置不合理,导致浮选药剂与矿物作用效果较差,药剂单耗较高,且通过试验发现pH值较高的尾矿浓密机回水含有部分有效的浮选药剂成分,添加到氧化段中,有利于提高氧化段精矿铜品位及回收率。因此,选矿厂通过对现场浮选机结构和矿浆流动特性进行分析,并进行实验室试验,对浮选机和现场浮选工艺进行改造,即通过将浮选机加药管延伸到夹底板以下,以及将尾矿浓密机回水添加到氧化段中。改造后,硫氢化钠和黄药较改造前分别降低了3.80 kg/t矿和0.07 kg/t矿,降幅为42.70%和14.29%;氧化铜精矿和浮选钴精矿合计铜品位、钴品位分别提高了1.09个百分点和0.03个百分点,铜回收率、钴回收率分别提高了0.51个百分点和0.72个百分点;总精矿铜回收率、总精矿钴回收率较改造前分别提高了0.69个百分点和0.71个百分点。

碘量法测定高铬铜精矿中铜含量

通过在高氯酸冒浓烟时多次加盐酸或氯化钠使铬元素生成CrCl_(3)将其除去,消除铬对铜精矿中铜含量测定的影响,适用于短碘量法测定高铬铜精矿中铜含量,该方法测定结果稳定性和准确性好,测定范围为5%~50%。

某难选铜铅混合精矿的分离试验研究

广东某选厂铜铅混合精矿用常规浮选方法分离困难,严重影响企业效益。为此,针对矿石性质和磨矿特性,找到了一种分离该难选铜铅混合精矿的新方法。试验采用高频振动细筛先将混合精矿分级,然后对+0.088 mm筛上粒级进行摇床重选,对-0.088 mm筛下粒级以CMC和亚硫酸钠与水玻璃作联合抑制剂、以Z-200作捕收剂进行抑铅浮铜,有效地解决了该铜铅混合精矿的分离难题,小型试验得到了含铜24.15%、含铅3.68%的铜精矿和含铅63.70%、含铜1.90%的铅精矿,工业试验铜精矿含铜22.35%、含铅4.02%,铅精矿含铅60.31%、含铜2.79%。试验结果对同类型中小矿山有参考价值。

中高温浸矿菌结合对高砷铜精矿的浸出研究

利用自主选育的耐高砷中高温浸矿菌浸出以砷黝铜矿为主的高砷铜精矿（As4％～5％，Cu〉20％）。采用前期中温浸矿菌，后期高温浸矿菌的两段法生物浸出10d，总铜浸出率可达90．01％。对浸渣的铜物相分析可知：高温菌对黄铜矿的浸出率可达78.45％，是中温浸矿菌14.2％的5.5倍以上；对砷黝铜矿的浸出率为33．42％，约为中温浸矿菌17．48％的2倍。对原生硫化铜矿的浸出率总计为50.24％，约为中温浸矿菌16．26％的3倍。高温菌对砷黝铜矿的氧化作用较黄铜矿差；中温浸矿菌对As^3＋和As^5＋的耐受力比高温菌强。在两段法浸出前期添加2．0g/L的Fe^3＋或2．5％的黄铁矿精矿细菌培养液均能提高中温浸矿菌的浸出速率。

湖南某高硫低品位铜矿选矿试验研究

对湖南某Cu品位0.11%、S品位12.85%的高硫低品位铜矿进行了选矿试验研究。采用磁选-浮选联合工艺,先磁选脱除大部分磁黄铁矿,降低其对后续铜回收的影响,再经过一粗一扫两精铜浮选,最终获得了铜品位25.48%、铜回收率71.31%的铜精矿。

铜精矿样品的高压密封微波消解方法研究

研究了采用高压密封微波消解技术消解用于成分分析的铜精矿样品的方法。依据铜精矿矿物组成、物相结构,分别选取了有机物含量高、硅含量高和金属氧化物含量高的样品进行试验,试验内容包括消解试剂种类和用量选择,样品完全消解的条件等。根据研究结果建立了适于铜精矿化学成分分析的高压密封微波消解方法。通过对不同矿物组分、不同物相结构的铜精矿样品的完全消解验证实验,证明了该消解方法的实用性。采用该方法消解铜精矿,然后用ICP-AES法检测试液中砷、汞、铅、镉和氟离子选择电极法检测试液中氟,分析结果与国家标准方法的测定结果一致。

沸腾焙烧高砷含铜金精矿的试验研究

采用BGRIMM-DN150型沸腾焙烧装置对高砷含铜金精矿进行焙烧预处理。试验研究结果表明,在弱氧化气氛条件下沸腾焙烧,脱砷率为85%,脱硫率为87%,铜的浸出率为83.1%,金的浸出率为94.96%。