某羟硅铍石矿中浮选富集含铍矿物的试验研究

新疆某羟硅铍石矿BeO品位0.47%,脉石矿物主要是石英、长石、云母等硅酸盐类矿物。为回收利用其中的铍矿物,采用浮选的方法对其进行试验研究。最终在磨矿细度-0.074 mm粒级占90%,调整剂氟化钠用量400 g/t、碳酸钠用量1 500 g/t、硫化钠用量2 000 g/t、六偏磷酸钠用量50 g/t,捕收剂油酸900 g/t+GYB 100 g/t的条件下,进行了一次粗选、一次扫选、四次精选的闭路浮选试验,可获得BeO品位8.31%、回收率84.56%的铍精矿。该羟硅铍石的浮选富集程度较好,可为同类型矿石的开发提供依据。     

碱性调整剂在某羟硅铍石浮选中的应用研究

针对某羟硅铍石浮选的难题,采用四种碱性药剂(氟化钠、碳酸钠、硫化钠、六偏磷酸钠)作调整剂,进行羟硅铍石浮选的探索试验。结果表明,当四种药剂用量分别为400、1 500、2 000、50 g/t的条件下,浮选指标较佳,精矿Be O品位为3.24%,回收率75.29%。矿浆浮选溶液化学结果表明,在矿浆p H值为11的情况下,这四种碱性调整剂各自的优势组分分别是F-、CO2-3、HS-、HPO2-4。     

捕收剂预先混合对新疆某羟硅铍石浮选的影响

针对新疆某含铍（BeO）0.45%的羟硅铍石浮选中,单一捕收剂选择性较低、精矿品位不高的问题,试验采用油酸钠和苯甲羟肟酸组合捕收剂。通过浮选条件试验的优化,结果发现,当组合捕收剂用量为1 000 g/t时（油酸钠GA6FA苯甲羟肟酸质量比为9 GA6FA 1）,二者预先混合后加入,浮选效果最佳,经过四次开路精选,能够得到BeO品位10.22%的铍精矿,富集效果较好,可以为类似的羟硅铍石资源回收提供有效的技术支撑。混合药剂的溶液化学分析表明,在二者混合的水溶液pH值8.25左右时,苯甲羟肟酸分子组分和离子组分浓度相当,这可能是产生预先混合协同效果的原因。      

影响白杨河铀铍矿提取工艺的矿物学因素探讨

研究了白杨河铀铍矿中铀、铍的主要工艺矿物学特征:羟硅铍石粒度较细,多在20~30μm;羟硅铍石与萤石紧密共生,多为相互包裹;沥青铀矿发育在裂隙中,与萤石、羟硅铍石共生。讨论了受矿物学因素影响的铀铍提取工艺:磨矿过程能耗高、矿浆泥化严重、浮选效率低等问题;浮选过程中,羟硅铍石与萤石的可浮性相似,这将降低铍精矿质量,增加铍精矿中的氟含量。沥青铀矿由于发育在裂隙中,降低了其与浸出剂接触的难度,矿石中铀较容易浸出。     

云南某铝土矿反浮选脱硅试验

云南某铝土矿石为一水硬铝石型高硅高铝低铝硅比矿石,研究了矿石反浮选提铝降硅工艺技术条件。研究结果表明：在磨矿产品细度为-0.074 mm占85%,pH=5.5,组合捕收剂GE-601+E3总用量为150 g/t（质量比为21）,抑制剂OP用量为600 g/t情况下,采用1粗1精3扫、中矿顺序返回闭路反浮选试验流程处理该矿石,室温和8 ℃下反浮选精矿Al₂O₃品位分别为67.65%和67.52%,回收率分别为82.04%和81.77%,铝硅比分别为10.72和10.58,组合捕收剂室温和低温脱硅浮选效果均良好。     

某菱镁矿反浮选试验研究

辽宁某菱镁矿石主要有用矿物为菱镁矿,其次为石英和白云石。对该菱镁矿石进行反浮选脱硅试验,结果表明:在磨矿细度为-0.074 mm占100%、Na2CO3用量为1 500 g/t、十二胺用量为300 g/t、2#油用量为80 g/t时粗选指标最佳。在最佳试验条件下采用1粗1精反浮选工艺流程处理该矿石,获得了MgO品位为47.42%,SiO2含量为0.24%的精矿。     

某菱镁矿反浮选试验研究

辽宁某菱镁矿石主要有用矿物为菱镁矿,其次为石英和白云石。对该菱镁矿石进行反浮选脱硅试验,结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm占100%、Na₂CO₃用量为1 500 g/t、十二胺用量为300 g/t、2#油用量为80 g/t时粗选指标最佳。在最佳试验条件下采用1粗1精反浮选工艺流程处理该矿石,获得了MgO品位为47.42%,SiO₂含量为0.24%的精矿。     

刚果（金）某高泥高氧化率铜矿石选矿试验

铜品位为3.70%的刚果（金）某高泥氧化型铜矿石的氧化率达75.81%,主要铜矿物为孔雀石,其次为硅孔雀石、辉铜矿等。为了确定该矿石的合适选矿工艺流程,进行了选矿试验。结果表明：矿石在磨矿细度为-74 μm占70%的情况下采用1次浮选脱泥、2粗2精2扫硫化浮选工艺处理,可获得铜品位为26.82%、铜回收率为72.48%的铜精矿;以硅孔雀石为主要含铜矿物的浮选尾矿采用摇瓶酸浸工艺处理,在硫酸用量为100 kg/t、液固比为3∶1、浸出时间为2 h的情况下,铜作业浸出率可达86.84%;浮选+酸浸工艺的总铜回收率为96.38%。     

国外某含蛇纹石绿泥石微细粒难选金矿石选矿试验

国外某金矿主要有价元素为金、铜,银达到综合利用标准。脉石矿物中蛇纹石、绿泥石含量较高,导致现场浮选精矿的金品位不高,尾矿含金1.8~2.0 g/t。为优化现有浮选工艺流程及药剂制度,基于矿石性质,采用浮选—浸出工艺进行金矿提纯研究。结果表明：①试样在磨矿细度为-0.074 mm占90%、六偏磷酸钠用量为2 500 g/t、1801+戊基黄药用量为40+70 g/t、松醇油用量10 g/t的条件下,采用2次粗选、3次扫选、1次精选闭路浮选流程处理,可获得金品位158.6 g/t、金回收率73.40%的金精矿,金精矿铜品位8.79%、铜回收率73.75%,银品位321.8 g/t、银回收率74.22%。②采用环保提金剂圣的对闭路浮选尾矿进行浸出,当pH调整剂石灰用量为2 000 g/t、圣的用量为3 000 g/t、浸出时间为24 h时,金浸出率为80.00%。试验最终取得金综合回收率为94.68%的良好指标,研究结果为该类型金矿资源的有效回收提供了借鉴。     

某铀矿重力浮选富集精矿酸法搅拌浸出工艺研究

对某铀矿重力浮选富集的精矿进行酸法搅拌浸出试验,以确定其浸出工艺参数。试验结果表明:分别采用MnO2+FeSO4·7H2O和KMnO4作氧化剂,均能达到较好的浸出效果。前者浸出工艺参数为:浓硫酸用量6%(与矿石质量比),液固体积质量比2L/kg,浸出温度50℃,浸出时间2h,MnO2用量3%(与矿石质量比),FeSO4·7H2O用量2%(与矿石质量比)时,浸出率98%;后者浸出工艺参数为:浓硫酸用量5%,液固体积质量比2L/kg,浸出温度40℃,浸出时间1.5h,KMnO4用量(与矿石质量比)1.5%时,浸出率95%。经比较分析,前者比后者浸出总成本节约1/3以上,因此,确定该富集精矿采用MnO2+FeSO4·7H2O作氧化剂,按其最佳工艺参数进行搅拌浸出。     

湖北某铌钽矿磁精产品浮选条件试验

湖北某铌钽矿磁精产品Nb_2O_5+Ta_2O_5品位为1.186%,为确定其浮选再富集工艺技术条件,进行了系统的条件试验。结果表明,在矿浆pH=8,水玻璃用量500 g/t,硝酸铅用量1 500 g/t,苯甲羟肟酸用量1 000 g/t,松醇油用量1 000 g/t的情况下,得到Nb_2O_5+Ta_2O_5品位为2.983%、加权平均回收率为65.58%的浮选精矿,其中的铌钽锰矿主要与锰铝榴石、石英、黑云母等连生。铌钽的进一步富集为低成本、高效湿法冶金创造了条件。     

新型捕收剂CL-07+CJ常温浮选某中低品位磷矿石

滇池周边拥有巨量的中低品位磷矿资源,为了高效开发这些资源,并解决磷矿石浮选常规捕收剂常温下分散性和溶解性差的问题,用昆明冶金研究院研制的新型常温捕收剂CL-07+CJ,对滇池附近某磷矿石进行了选矿试验。结果表明,该矿石在磨矿细度为-200目占60.4%,浮选温度为15 ℃,脉石矿物抑制剂Na2SiO3粗选用量为2.0 kg/t,矿浆pH调整剂NaOH粗选用量为0.8 kg/t,磷矿物捕收剂CL-07+CJ粗选用量为0.4+0.14 kg/t情况下,采用1粗2精1扫、中矿顺序返回流程浮选,可获得P2O5品位为34.60%、P2O5回收率为94.10%的磷精矿。     

某低品位石煤钒矿选冶联合提钒新工艺研究

为了更好地开发利用低品位的石煤钒矿,采用"浮选-焙烧-浸出-萃取"选冶联合工艺制取V2O5。重点介绍了浮选方面的实验研究,确立了浮选的最佳条件为:磨矿细度83.15%-0.074 mm、氢氧化钠1500 g/t(pH=11)、水玻璃500 g/t、煤油150 g/t、捕收剂醚胺200 g/t。得到混合钒精矿的品位为0.99%,并以浮选的钒精矿为原料,通过焙烧-浸出-萃取工艺,最终制取纯度达98.46%的V2O5。该工艺具有良好的可行性。     

用浮选——浸出——溶剂萃取法从金绿宝石矿石中回收铍

本文介绍用浮选—硫酸浸出—P204溶剂萃取法处理嵌布粒度微细的香花岭金绿宝石矿石的试验结果。含氧化镀为0.4％的金绿宝石矿石,预先用浮选除去硫化物、方解石、部分云母、萤石等脉石矿物,获得含氧化铍为1％,含氟为15％的低品位金绿宝石精矿。精矿经烧结,稀硫酸常温浸出,得硫酸铍溶液,用P204煤油溶液萃取,氢氧化钠反萃、水解、煅烧,获得含氧化铍97％以上的合格产品,回收率为60％。     

提高辽宁某钨选厂钨精矿品位试验

辽宁某钨选厂矿石中WO₃的品位为0.79%,在黑钨矿中的分布率为78.48%。现场采用单一重选工艺,仅能获得WO₃品位22%~23%、回收率88%~89%的重选精矿。为提高精矿指标,对重选精矿进行了磁选-浮选-浸出试验。结果表明:重选精矿在磁场强度为80 kA/m条件下磁选除铁,可获得WO₃品位为23.54%的磁选精矿;磁选精矿以丁基黄药为捕收剂进行反浮选,获得WO₃品位为53.08%的反浮选精矿;反浮选精矿以盐酸为浸出剂进行浸出除杂,可获得WO₃品位为65.11%、作业回收率为96.71%、对原矿回收率为82.42%的精矿,实现了该钨矿资源的有效回收。     

西藏某石英脉型金矿选矿试验研究

西藏某石英脉金矿主要载金矿物为银金矿,嵌布粒度较细且不均匀,金品位3.22g/t,为主要回收元素,银品位19.50g/t,为可综合回收元素。针对矿石性质,采用浮选-浮选尾矿氰化浸出联合工艺流程对矿石中的金进行回收。经一粗一精二扫、中矿顺序返回的闭路浮选流程,可获得浮选金精矿含金95.81g/t、金回收率84.34%的指标;浮选尾矿进行氰化浸出,金作业浸出率为79.31%,对原矿回收率为12.42%。联合工艺最终获得金总回收率96.76%的指标。其中浮选金精矿中银品位为407.01g/t、金尾矿中银品位为5.97g/t、精矿银回收率为68.78%,氰化浸出作业中银作业浸出率为51.53%,对原矿浸出率为15.98%,银综合回收率为84.76%。     

回水中的微细粒矿物资源化利用

利用酸性工业废水,采用双反浮选方法对贵州某中低品位硅钙质磷矿进行浮选试验。考察磨矿细度、酸性废水用量、捕收剂用量对精矿P2O5品位和回收率的影响。结果表明,当磨矿细度-0.074mm76.8℅,利用酸性废水和新型脱硅捕收剂BY,可使原矿P2O5品位为25.75℅的硅钙质磷矿获得P2O5品位为31.29%,回收率为85.90%的磷精矿。既可降低生产成本,又可获得较好的浮选指标。     

某高硫含砷碳低品位难处理金矿选矿试验研究

某低品位金矿石原矿含金1.68 g/t,砷0.43%、碳0.40%、硫3.20%,金以显微或次显微形式浸染于毒砂、黄铁矿、褐铁矿中,具有载金矿物粒度细、砷和碳含量高等特点,是典型的低品位含砷碳极难处理 金矿石,严重影响金的浮选指标。为回收利用矿石中的金,分别进行了直接全泥氰化浸出、重选、浮选三种方案对比试验研究。结果表明,直接全泥氰化浸出率仅5%,重选金精矿回收率不足10%,浮选可获得金品位 15.04 g/t、回收率77.13%的金精矿。由于浮选金精矿含砷、碳、硫有害元素均较高,浮选尾矿含金0.42 g/t,损失较高,因此试验采用焙烧预处理以脱除金精矿和尾矿中的有害元素,然后焙砂氰化浸出回收金。最终 试验采用浮选—金精矿焙烧氰化浸出—尾矿焙烧氰化浸出联合工艺,得到金总回收率70.66%的较好指标,有效地回收了矿石中的金。     

贵州某高硫高硅铝土矿浮选脱硫脱硅试验

我国高品位铝土矿日渐枯竭,为了更好地开发利用贵州某高硫高硅一水硬铝石型铝土矿,以满足国民经济建设的需要,采用浮选工艺进行了脱硫脱硅试验。在最佳工艺条件下,原矿经过1粗1精1扫反浮选脱硫,脱硫尾矿再经过2粗1精正浮选脱硅流程处理,可获得硫品位为31.62%、硫回收率为82.11%的硫精矿和Al2O3品位为65.55%、含硫为0.45%、铝硅比为9.44、Al2O3回收率为80.03%的铝土矿精矿,铝土矿精矿符合拜耳法溶出要求。     

湖北某稀土矿选冶试验

在对湖北某稀土矿矿石性质分析的基础上,进行了选冶工艺试验研究。通过探索试验,确定采用湿法冶金的方法对矿石中的稀土元素进行回收,最终采用硫酸浸出稀土矿—浸出液净化—草酸沉淀稀土—煅烧的工艺流程,在最佳浸出条件硫酸用量为150 g/L、浸出温度为80℃、浸出时间为3 h、液固比为3∶1的条件下,获得了稀土氧化物品位为60%的精矿,稀土元素总回收率可达到85%的满意指标。