矿石粒径对次生硫化铜矿浸出规律的影响

矿石粒径是影响次生硫化铜矿中铜浸出率的重要因素。为了考察矿石粒径对次生硫化铜浸出规律的影响,进行不同矿石粒径条件下的细菌浸矿摇瓶实验。研究结果表明:矿石粒径与溶液pH成反比,含大粒径矿石的溶液pH变化比含小粒径矿石的溶液pH大;浸矿46 h内,矿石粒径对细菌浓度的影响不显著,浸矿46 h后,细菌浓度与矿石粒径成反比;粒径较小的矿石浸矿反应迅速,铜浸出率峰值较小;粒径较大的矿石浸矿反应缓慢,铜浸出率峰值较高;浸矿150 h时,矿石粒径对铜浸出率的影响可以忽略;浸矿180 h后,矿石粒径0.098<r≤0.125 mm的溶液中铜浸出率可达74.37%;利用Origin拟合和方程推导,获得矿石粒径、铜浸出率与浸矿时间关系方程。

云南某微细粒难选次生硫化铜矿选矿试验研究

对云南某微细粒难选次生硫化铜矿石进行选矿试验研究。结果表明,采用一次磨矿、一次粗选、两次精选、两次扫选的闭路试验流程,可获得铜精矿品位为24.10%,回收率为86.79%的技术指标。

四川某微细粒次生硫化铜矿浮选工艺研究

针对四川某微细粒嵌布、低氧化率混合铜矿铜回收率低的问题,进行了浮选试验研究。采用一粗一精三扫闭路浮选流程,在磨矿细度-0.074 mm粒级占70%、2#油用量100 g/t、Na2S用量100 g/t、丁基黄药和丁铵黑药(1∶3)组合捕收剂用量250 g/t和浮选时间4 min条件下,获得了铜精矿产率3.34%、铜品位21.61%、回收率85.93%的选矿指标。研究结果能为该矿的生产实践提供理论和技术支持,同时为国内外同类矿山的开发利用提供一定的借鉴。

西藏某含金浸染状次生硫化铜矿石浮选回收铜金试验

西藏某浸染状次生硫化铜矿石铜品位为1.86%,原生硫化铜占总铜的15.05%,次生硫化铜占总铜的76.88%,主要铜矿物为斑铜矿、黄铜矿,其他金属矿物有黄铁矿、磁黄铁矿等;脉石矿物以石榴石、辉石、石英等为主。为了确定该矿石中铜、金的适宜回收工艺,进行了选矿试验。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占70%的情况下进行1粗2精快速浮选,1粗2扫常规浮选,快速精选1尾矿与常规粗选精矿合并再磨至-0.038 mm占80%的情况下进行1粗2精2扫铜硫分离,获得的快速浮选精矿铜品位为27.05%、金品位为8.28 g/t,铜、金回收率分别为60.79%、50.90%;常规浮选铜精矿铜品位为17.06%、金品位为5.02 g/t,铜、金回收率分别为29.81%、23.99%。快速浮选+常规浮选、快速精选1尾矿与常规浮选粗精矿再磨再选工艺流程既能避免铜矿物的过磨,保证铜的回收率,又可得到较高品位的铜精矿,获得较好的铜、金回收指标。

难选硫化铜和铅的浮选工艺

次生硫化铜多的硫化铜与硫化铅在分选上带来一定难度,用常规的分选铜铅的分离方法难以达到目的。本文阐述氧硫法和高分子有机物分选法分离玉水矿铜矿铜与铅的浮造工艺。

某难选次生富集带含铜硫铁矿综合回收试验研究

某次生富集带硫铁矿含S 28.73%、Cu 0.61%。该矿金属矿物以黄铁矿和白铁矿为主,含少量的铜蓝、辉铜矿、蓝辉铜矿、黄铜矿、黝铜矿、斑铜矿等含铜矿物;脉石矿物以石英和方解石为主。对该矿进行铜物相分析,铜矿物以硫酸铜为主,其次为次生硫化铜及少量原生硫化铜。硫酸铜遇水易溶解,产生大量铜离子,在浮选过程中会活化黄铁矿造成铜硫分离困难。同时次生铜矿物不仅易于过磨而增加铜在尾矿中的损失,而且容易罩盖在黄铁矿表面造成铜硫分离更加复杂。为了更好地回收该矿中的铜,试验采取水洗+铜优先浮选的方案,通过水洗优先回收硫酸铜中的铜,再对水洗浸渣进行铜优先浮选,回收硫化铜矿物。研究结果表明:(1)对该矿进行水洗试验,能有效地回收硫酸铜中的铜,铜回收率为47.30%;(2)水洗浸渣在磨矿细度为-0.074 mm占70%、石灰用量为3 000 g/t、硫化钠用量为3 000 g/t、水玻璃用量为3 000 g/t、亚硫酸钠用量为1 800 g/t、BK404用量为30 g/t的条件下,进行闭路浮选流程处理,最终获得铜精矿Cu品位14.45%,Cu回收率46.94%;硫精矿S品位46.10%,S回收率96.22%。通过试验研究,该矿铜硫矿物均得到合理回收,研究结果为该类型铜矿资源的有效回收提供了借鉴。

甘肃某低品位难选铜硫矿选矿试验

根据甘肃某低品位难选铜矿石的特点,进行了铜硫混合浮选、混合精矿铜硫分离条件研究,试验确定的工艺技术条件可有效解决次生硫化铜含量高所造成的铜硫难以分离问题。在铜硫混合浮选磨矿细度为-0.074mm占70%、铜硫混合精矿再磨细度为-0.043 mm占90%的情况下,采用1粗2精1扫混浮铜硫、铜硫混合精矿再磨后1粗1扫2精铜硫分离、中矿顺序返回流程处理该矿石,最终可获得铜品位为16.25%、回收率为63.92%的铜精矿,以及硫品位为37.45%、回收率为80.10%的硫精矿。

青海某铜锌矿选矿工艺研究

青海某铜锌矿含铜0.59%、锌4.08%、硫8.16%,矿石中的次生硫化铜含量较高,约占总铜的18.64%,次生硫化铜的存在导致部分锌过早活化,在浮铜作业时上浮至铜精矿中,导致铜精矿中含锌偏高和锌精矿中锌回收率偏低;在研究中采用新型高效的锌抑制剂YS-2,代替传统锌抑制剂,有效降低了铜精矿中锌的损失,确保了锌精矿中锌的回收率,为该矿后续的工业试验提供了依据。

金精矿中铜的物相分析

金精矿中铜的物相分析结果有助于揭示和解释氰化工艺中一些现象的原因。研究了金精矿中铜的赋存状态 ,拟定了金精矿中铜的物相分析方法 。

俄罗斯某铜锌矿选矿试验研究

俄罗斯某铜锌矿含Cu 0.92%、Zn 3.51%,矿石中的次生硫化铜含量约占总铜的23.91%,在铜浮选作业时Zn难以抑制,影响了铜精矿的产品质量与锌精矿的回收率;试验采用铜锌混浮—分离工艺,针对混合精矿采用Na_2S脱药、(HN-2+ZnSO_4)进行铜锌分离,有效降低了精矿中的互含,确保了产品的质量和回收率,为该矿的合理开发提供了参考依据。

含铜土壤中铜的物相分析

文章探讨了含铜土壤中铜的赋存状态 ,并对土壤中铜的物相分析方法进行了研究。结果表明 :用乙二胺浓度为 0 .0 5mol/L(pH =10 )的溶液浸取自由氧化铜 ,用含有Na2 SO3 和NH4 HF2 的H2 SO4 (0 .9mol/L)溶液浸取结合氧化铜 ,用含有硫脲 (2 0 0g/L)的HCl(1.0mol/L)溶液浸取次生硫化铜能获得满意的结果。在最佳浸取条件下对含铜土壤中的铜进行物相分析和基准矿物回收试验 ,结果满意。

某铜矿低碱度铜硫分离试验

针对江西铜业公司某铜矿次生铜和氧化铜含量较高、铜矿物嵌布粒度较细且与硫矿物共生密切等性质特点,采用半优先半混合—混合精矿再磨—铜硫分离的工艺流程,在球磨机中加入适量的硫化钠活化氧化铜矿及消除可溶性铜对浮选的影响,铜硫再磨后分离过程中以DT-4取代石灰,实现了低碱度铜硫分离。最终闭路试验获得了良好的选别指标,同时伴生元素金、银等贵金属得到了有效回收。

浅析提高铜回收率的可能性及途径

从尾矿、硫精矿中氧化铜、次生硫化铜、原生硫化铜的分布情况 ,及铜在其各粒级中的损失率 ,分析铜在尾矿、硫精矿中损失偏高的主要原因 。

某矿铜矿石的物相分析

由于某矿铜矿石的物相组成复杂，常用的物相分析方法存在着一定的局限性。作者进行了该矿硫化矿的铜矿石物相分析的分离试验，采用抗坏血酸—碳酸锭—氨水与氰化钾分离次生硫化铜相结合的方案，分析结果与选矿试验的实际回收率相一致。

新疆某铜金矿选矿试验研究

新疆库尔勒某铜金矿的主要有用矿物为黄铜矿、 裸露半裸露金和硫化物包裹金.通过一系列条件试验, 最终确定了一次粗选、二次扫选、 三次精选的浮选工艺流程.闭路试验所得铜金精矿指标如下 铜品位16.27%、 铜回收率72.88%、 金品位15.10 g/t、 金回收率70%.

内蒙古某铜矿选矿试验研究

内蒙古某铜矿主要含以斑铜矿、辉铜矿为主的次生硫化铜,铜平均品位2.52%。根据该铜矿石的矿石性质特点,进行了铜的原矿粗磨选别-铜粗精矿再磨再选的条件研究,通过对浮选指标各影响因素的优化,得出了适合铜矿石粗选及精选的最佳工艺条件,原矿磨矿细度-0.074 mm、70%的条件下,活化剂Na_(2)CO_(3)+Na_(2)S用量分别为1 000 g/t和300 g/t,组合捕收剂丁基黄药和酯-112分别为150 g/t和110 g/t。再经一次粗选、一次扫选获得铜尾矿,粗选铜精矿再磨后再经三次精选,中矿顺序返回处理后,最终可获得铜品位为25.74%的铜精矿,且铜的回收率达到了87.30%。

四川瓦基铜矿工艺矿物学与可浮性实验

为了查明四川瓦基铜矿矿石性质,制定合理选冶方案。采用X射线荧光光谱仪(XRF)、化学分析、X射线衍射分析仪(XRD)和光学显微镜等现代分析测试技术研究矿石元素质量分数、矿物组成、主要矿物嵌布特征及嵌布粒度等。结果表明,矿石中主要有价元素为铜,品位为0.84%,伴生元素金品位为0.29×10-6、银品位为7.93×10-6,主要金属矿物为黄铁矿和辉铜矿,次要金属矿物有黄铜矿、斑铜矿、蓝辉铜矿、孔雀石、铜蓝和赤铁矿等,属氧化率较低的混合铜矿。脉石矿物主要为石英、白云石、长石和方解石等,含铜矿物嵌布粒度细,大部分嵌布在脉石矿物孔隙处、边缘及表面,呈隐晶质集合体形态。针对矿石性质,采用硫化浮选,经过'一粗一精三扫'闭路流程选别,获得铜精矿产率3.34%、铜品位为21.61%、回收率为85.93%的结果,与现场生产指标相比,铜回收率提高了5.49%。