生物浸出低品位镍铜硫化矿

阐述了氧化亚铁硫杆菌 (TF5)和氧化硫硫杆菌 (TT)浸出金川低品位镍铜硫化矿的机理、过程动力学、工艺条件和反应工程。研究表明 ,含镍磁黄铁矿的细菌浸出以细菌氧化生成的Fe3 +的作用为主 ,浸出速率受表面反应控制 ;镍黄铁矿的细菌浸出以矿物表面吸附菌的作用为主。细菌对Mg2 +离子的耐受浓度因驯化而提高 ,极限浓度可达 15～ 2 0g/L。低品位镍铜矿的细菌浸出过程中 ,pH控制、细菌的初始接种量、矿浆浓度及TF和TT的混合比是影响镍、铜、钴等有价金属元素浸出速率和最终浸出率的主要因素。优化条件下气升式和搅拌式反应器中试验表明 ,优化条件下 ,在生物浸出低品位镍铜硫化矿 ,镍浸出率可达到 92 %～ 94 % ,铜达 4 8%～ 50 % ,钴达 88%～ 91%。

生物浸出低品位镍铜硫化矿中的镍、铜、钴

报道了硫杆菌在3种不同方式下浸出低品位镍铜硫化矿的实验结果. 采用通气气搅浸出,在15%矿浆浓度下,浸出20 d后,镍、铜、钴浸出率可分别达到95.4%, 48.6%和82.6%;采用通气搅拌浸出,在25%的矿浆浓度下,浸出14 d后,镍、铜、钴浸出率分别为80.2%, 45.2%和78.4%. 采用柱式渗滤浸出,在液固比为40:1情况下,浸出49 d后,镍、铜、钴浸出率分别为48.5%, 37.5%和33.6%.

硫杆菌浸出低品位镍铜硫化矿

阐述了氧化亚铁硫杆菌(TF5)和氧化硫硫杆菌(TT)在摇瓶中浸出金川低品位含钴、镍、铜硫化矿的工艺条件实验. 结果表明，浸出过程的pH值应控制在2.0左右；细菌的接种量应控制在3.0(109个/ml左右；低矿浆浓度有利于浸出的进行；氧化亚铁硫杆菌和氧化硫硫杆菌混合浸出，以2:1的比例混合比1:1的比例浸出率要高.

极度嗜热菌Acidianus brierleyi浸出镍铜硫化矿精矿

考察了极度嗜热菌Acildianus brierleyi在摇瓶中浸出金川镍铜硫化矿的工艺条件及添加物对浸出过程的影响．结果表明，初始pHl．2—1．6、细菌接种量10%-20%、低矿浆浓度、细矿石粒度（-48μm）有利于浸出过程的进行；在68℃、初始pH1．6、接种量10％、矿浆浓度5％条件下，4．5d后镍和铜可分别浸出99．78％和86．30％；添加酵母(0．005％-0.02％)及硫酸铁(1—5g／L可强化镍和铜的浸出．

我国铜硫化矿选矿技术现状

介绍了目前合理开采铜硫化矿的磨浮工艺技术,及常用的选矿抑制剂、捕收剂等情况。研究表明:为合理开发有限的铜矿资源,在硫化铜矿的选矿过程中,应选用严谨有效的工艺技术及合适的选矿药剂,以实现铜、硫的有效分离,提高铜、硫的综合利用率;同时,我国铜硫化矿的选矿技术应积极探索使用先分级脱泥脱药再选硫的工艺技术,并应积极研发新型的选矿药剂,以提高选矿效率。

某锡铜硫化矿选厂磨矿分级工艺优化研究与实践

某锡铜硫化矿选矿厂随着生产规模的增大,矿石性质的变化,原磨矿分级流程难以适应新的生产要求。生产实践表明,通过改造磨矿分级工艺流程、优化水力旋流器结构参数,棒磨机磨矿技术效率(-0.074 mm)提高10%;1~#、2~#水力旋流器分级效率(-0.074 mm)分别提高10.54%、13.28%,入选物料中不合格粗粒级(+0.2 mm)含量降低了2.69%,过粉碎粒级(-0.019 mm)降低了8,08%,易于选别的粒级(-0.2+0.037 mm)增加了6.91%。明显改善了入选产品的粒度组成,提高了设备的作业效率,达到提质增效的效果。

某锡铜硫化矿半自磨半工业试验研究

采用1 800×610 mm自磨机对云锡大屯选矿分公司处理的锡铜硫化矿进行半自磨半工业试验研究,通过对松树脚锡铜硫化矿进行磨机台时处理量、磨机转速、磨矿浓度、钢球充填率条件试验及连续稳定试验,结果表明,锡铜硫化矿采用半自磨工艺取代传统三段一闭路碎矿工艺是可行的,磨机排矿产品中新增-0.019 mm锡石过粉碎金属率可控制在较低的范围内。

锡铜硫化矿中矿再磨工艺研究与生产实践

随着矿产资源的不断开采,入选矿石品位下降,为了提高矿物的回收率,中矿再磨是行之有效的方法。经过中矿再磨实验,对Ⅰ系统进行了工艺流程改造试验。通过优化精选作业、中矿返回再磨再选,使生产指标得到了显著提升,铜回收率提高了0.84%,铜精矿品位提高了1.79%。

多金属复杂锡铜硫化矿选矿试验

云锡高峰山锡铜硫化矿铜、锡品位分别为1.09%、0.898%,有害元素砷含量1.28%。锡主要以锡石的形式存在,硫化铜占总铜的72.94%,氧化率27.06%。为回收该矿石中的有价元素铜、锡,按先浮选铜再重选锡的原则流程进行选矿试验。结果表明,原矿经一段磨矿(-0.074mm 61.39%)—1粗1精1扫铜硫混浮—二段磨矿(磨矿细度-0.074 mm 95.75%)—1粗2精1扫铜硫分离—除硫尾矿1段摇床选锡流程处理,可获得铜品位17.37%、回收率68.49%、含砷3.42%的铜精矿和锡品位8.03%、作业回收率80.21%的锡精矿,总体指标较好,但需进一步降低铜精矿的砷含量。试验结果可供该矿石选矿工艺的确定提供技术依据。

硫化钠在某难选锡铜硫化矿浮选中的应用

个旧某选矿厂在处理一批原矿铜品位为0.472%,铜氧化率高达26.91%的锡铜硫化矿时,仅获得铜精矿品位为11.65%,回收率为67.81%的生产指标。对该矿进行试验研究发现,在混合粗选作业、铜硫分离作业中对硫化钠用量进行优化,铜精矿品位提高到13.98%,回收率达到了75.26%。

铜山深部矿石含铜硫化矿分选铜试验

为从铜山深部矿石含铜硫化矿中分选铜,在系统的工艺矿物学研究和选矿工艺研究的基础上,确定采用铜硫混浮—铜硫分离—中矿再磨再选—尾矿磁选选铁工艺流程,最终获得了铜品位为15.50%、含硫34.17%、含铁33.16%、铜回收率为86.90%的铜精矿,硫品位为41.27%、含铜0.236%、含铁39.63%、硫回收率为74.68%的硫精矿;铁品位为63.22%、含铜0.042%、含硫0.60%、铁回收率为38.48%的铁精矿。

某选厂锡铜硫化矿降砷试验研究与生产实践研究

针对某选厂铜精矿含砷过高,且大量使用抑制剂后仍不能有效抑制砷的富集。经试验研究后对原生产使用药剂制度进行调整,采用乙基黄药、730A、石灰、亚硫酸钠,成功将铜精矿中砷品位降到0.6%以下,满足铜精矿销售要求,且降低了选矿药剂成本。

高品位锡铜硫化矿选矿试验研究

针对采选分公司塘子凹坑的锡铜硫化矿品位下降,采用“优先浮铜—除硫浮选--泡沫除锡”选别流程;将泡沫除锡、除硫浮选的底流全部入池沉淀,尽量不丢弃尾矿,底流沉淀物全部为粗锡精矿,实验结果表明,试验的铜精矿品位为18.46%时,铜回收率为89.49%;锡粗精矿品位为11.13%,锡回收率为95.25%。

某锡铜硫化矿难选矿石的研究

通过难选矿石的反复试验,积极探索最佳试验条件,最终达到最好的试验指标。

某复杂低品位铜锌硫化矿工艺矿物学研究

针对某复杂低品位铜锌硫化矿,为降低选矿成本及为生产提供指导依据,进行了工艺矿物学研究。采用化学多元素分析、矿物自动分析仪(MLA)、光学显微镜等分析手段,查明了矿石的元素组成及矿物组成、主要矿物的嵌布特征、共生关系、粒度分布及解离度特征。结果表明,矿石中Cu品位为0.60%,锌品位为0.25%;含铜矿物主要为黄铜矿,含锌矿物主要为闪锌矿;铜锌硫矿物嵌布关系复杂,嵌布粒径大小悬殊,主要矿物单体含量低,黄铜矿及闪锌矿的单体解离度分别为37.92%、32.43%、单体解离度不高;矿石中存在极细粒黄铜矿且细粒级黄铜矿包裹于黄铁矿、磁铁矿、闪锌矿、脉石中导致铜回收困难,部分闪锌矿粒度极细且铜锌硫矿物共生关系紧密,相互包裹,共同赋存于脉石中导致铜锌分离困难。

金属阳离子对铜锌硫化矿浮选行为影响的研究

铜锌硫化矿的浮选过程中,矿浆中必然存在一些金属离子或无机阴离子,矿物本身也可能会发生溶解而释放一些离子于矿浆中,影响矿物浮选。通过单矿物浮选实验,在烯丙基己基硫氨酯捕收剂体系下,考察了金属离子对黄铜矿、闪锌矿和黄铁矿浮选行为的影响。结果表明,在pH=2~12内,Ca^(2+)、Fe^(3+)、Fe^(2+)对黄铜矿浮选性能没有影响,Cu^(2+)对闪锌矿和黄铁矿浮选具有明显的活化作用,Fe^(3+)对闪锌矿的浮选性能没有影响。pH<11时,Ca^(2+)能够促进闪锌矿与捕收剂的作用,当pH为12时,Ca^(2+)对闪锌矿浮选具有抑制作用。pH<6时,Fe^(2+)对闪锌矿浮选没有影响,pH>6时,Fe^(2+)对闪锌矿浮选有一定的活化作用。Ca^(2+)、Fe^(3+)、Fe^(2+)对黄铁矿浮选有一定抑制作用,其中Ca^(2+)抑制作用最强。

铜锌硫化矿分离浮选捕收剂研究进展

围绕着铜锌矿物分离做的大量研究工作,主要集中在铜锌浮选分离的理论研究、新型高效环保无毒浮选药剂的研发以及对现有的浮选分离工艺的优化等方面。综述了铜锌硫化矿分离浮选捕收剂的最新研究现状,介绍了近年来报道较多的组合捕收剂和新药剂在铜锌矿石浮选分离中应用的研究成果,同时对铜锌硫化矿浮选药剂今后的发展方向进行展望。

安徽某难选铜铅锌多金属硫化矿选矿工艺试验研究

安徽某铜铅锌多金属硫化矿属复杂难选多金属硫化矿,铜铅锌矿物嵌布关系复杂,各矿物之间致密共生,粒度极为不均,综合回收难度大。为提高资源整体综合利用率,针对该矿石性质以Z-200为铜捕收剂,25^(#)黑药为铅捕收剂,丁基黄药为锌硫捕收剂,采用铜铅锌硫依次优先浮选工艺流程,在原矿含铜0.58%、铅0.57%、锌2.50%、硫5.39%的条件下,获得了铜精矿Cu品位18.83%、回收率76.33%,铅精矿Pb品位45.83%、回收率68.58%,锌精矿Zn品位50.25%、回收率87.44%,硫精矿S含量40.89%、回收率44.64%的实验室指标。研究结果为下一步工业化生产提供了指导依据。

云南某多金属矿铜铅混合浮选工艺试验研究

为提高云南某铜铅锌多金属矿的选矿指标,降低选矿药剂成本,提升经济效益,在矿石性质研究的基础上,进行了铜铅混合浮选工艺试验研究。试验结果表明:在捕收剂丁基黄药+Z-200用量为(50+30)g/t,锌抑制剂硫酸锌+亚硫酸钠用量为(600+300)g/t,起泡剂BK204用量为30 g/t,一段磨矿细度为-0.074 mm80%,粗精矿再磨细度为-0.032 mm90%的条件下,经1粗2扫、1粗精再磨2精的铜铅混合浮选流程,可获得铜品位12.06%、铅品位18.85%、锌品位6.14%、铜回收率87.98%、铅回收率85.33%、锌回收率4.22%的铜铅混合精矿。

某铜铅锌硫化矿浮选分离试验研究

以云南某铜铅锌硫化矿为研究对象,采用铜-铅-锌全优先浮选工艺,通过原矿细磨和铅粗精矿选择性再磨强化矿物单体解离,充分利用组合抑制剂亚硫酸钠+硫酸锌的协调效应和选择性,捕收剂Z-200、乙硫氮及BK906的高选择性,在适宜工艺参数下,获得了铜品位22.78%、铜回收率83.28%、含铅3.01%、含锌4.23%的铜精矿,铅品位75.86%、铅回收率82.75%、含铜0.17%、含锌1.64%的铅精矿和锌品位51.87%、锌回收率93.16%、含铜0.24%、含铅0.31%的锌精矿。