氧压浸锌高硫渣工艺矿物学研究及元素回收

氧压浸锌是一种新兴的湿法浸锌工艺,工艺过程中将会产生40%高硫渣,由于高硫渣的颗粒不均匀,黏度大,工艺矿物学研究不深入,导致高硫渣的处理和利用难度大。以内蒙某锌冶炼厂的高硫渣、硫精矿、硫尾矿为研究对象,研究其工艺矿物学特性,以及有价金属铅、锌、铜、银等综合回收利用。采用XRF、偏光显微镜、SEM-EDS、激光粒度分析仪和MLA矿物解离分析仪等测试分析方法,探究高硫渣、硫精矿、硫尾矿的元素和矿物组成、粒度和矿物连生情况。高硫渣浮选硫回收率84.5%,硫尾矿投入奥斯麦特富氧顶吹炉铅冶炼系统后,Pb、Zn、Ag的回收率分别为95.3%、85.6%、96.91%。     

高硫铁精矿配比对球团工艺参数及性能的影响

万利铁精矿为高硫高镁低硅精矿,粒度满足造球生产要求。矿物中硫以硫铁矿形式存在,镁以碳酸镁形式存在,含硫和含镁矿物散布在大的磁铁矿颗粒之间,解离度高。考察了万利矿配比对造球参数、焙烧参数等球团生产指标的影响规律。试验结果表明,提高预热和焙烧温度措施,可显著提高球团的焙烧效果。万利精矿配比为70%左右时,抗压强度可以达到2 200 N,FeO质量分数符合一级品标准。工业生产结果表明,球团矿的高温膨胀性能良好,均在12%以下;低温还原粉化和还原度指标热态冶金性能良好。     

硫精矿除杂提纯浮选工艺回收利用硫酸烧渣中的铁

硫酸烧渣是硫铁矿制酸氧化焙烧产物;从硫酸烧渣中选铁的工艺技术指标一直不高,其主要原因是硫铁矿氧化焙烧过程中生成的氧化铁矿物颗粒微细,高温时新生成的氧化铁矿物颗粒会与杂质和脉石矿物颗粒相互包裹、相互黏结、相互污染。该文将硫酸烧渣选铁改为硫精矿再浮选提纯硫化铁,即通过提纯硫酸原料中硫化铁的质量分数,从而去除原料中的脉石和杂质,使硫酸原料中硫品位达到50%~52%(黄铁矿型原料)以上,硫、铁回收率均达到90%~92%;采用该高纯硫精矿制造硫酸,硫酸烧渣中铁品位达到63%~67%,使硫酸烧渣全部直接成为铁精矿,无需再选矿,达到了有效利用硫酸烧渣中铁的目的。该工艺能够获得较高技术指标的原因是硫精矿除杂提纯浮选是硫化矿选硫,采用高纯硫精矿制酸,避免了非目的矿物污染硫化铁的氧化焙烧过程以及硫酸烧渣选铁时杂质含量高、铁品位低、选矿技术指标低等问题。     

复杂金精矿矿物特性及焙烧预处理工艺研究

对某复杂高砷金精矿进行了工艺矿物学研究,并考察了焙烧温度、时间和压缩空气流量对焙烧脱除砷、硫的影响。结果表明,该复杂金精矿为少硫化物型金精矿,主要矿物是黄铁矿、砷黄铁矿以及长石、石英等脉石矿物,金精矿中金主要以金单质或者金与硫(砷)化物、氧化物和脉石的包裹体存在。金颗粒粒径大多在1~3μm,部分颗粒在1μm以下,少数较大颗粒粒度可达4~5μm。当控制焙烧的温度、时间和压缩空气流量分别为650℃、45min、150L/h时,砷、硫的脱除率分别达到97%和98%以上。     

浮选金精矿细菌氧化-氰化浸金工艺研究

某蚀变岩型金矿床金矿石为高砷高硫高碳含金矿石,金主要为自然金,嵌布粒度微细,浮选得金精矿主要矿物是毒砂和黄铁矿,该金精矿经细菌氧化后氰化浸金,金浸出率达９０％．     

镜铁矿磁化焙烧前后矿物组成与嵌布结构变化分析

镜铁矿因为矿物组成复杂、嵌布粒度细微,是一种难选矿,因此对其细粒粉矿,采用回转窑进行磁化焙烧—磁选试验研究。试验结果表明,原矿焙烧效果良好,在细磨至-0.074 mm占85%,磁选强度为144 k A/m的工艺条件下,磁选精矿的铁品位仅为55.22%,显微镜分析结果表明,磁铁矿未充分单体解离,影响精矿铁品位。通过分析焙烧过程中含铁矿物的物相及其微观结构,表明原矿经过磁化焙烧,菱铁矿、褐铁矿及其大多镜铁矿已经转变成磁铁矿,部分磁铁矿解离发育完全,颗粒疏松多孔。但大多数磁铁矿的矿石结构沿袭原矿中的镜铁矿,嵌布特征与嵌布粒度未发生明显变化,磁铁矿的矿石构造仍旧以粗粒条带状,稠密集与稀疏侵染状为主,并呈"不等粒"形式嵌布于脉石矿物之中,部分磁铁矿嵌布粒度较细,影响后续磨矿解离。     

从含金黄铁矿精矿回收金时细菌氧化和焙烧预处理法的经济比较

许多矿石经选矿处理可获得含金硫化物精矿(主要为黄铁矿),该精矿不宜直接进行氰化浸出.在这类难处理含金精矿中通常含有砷、锑等有害元素,从而给冶金工艺和环境保护带来麻烦。因此,为了处理这类精矿,在氰化之前通常要进行预处理,最常用的预处理法有焙烧法、加压氧化法、化学氧化法、预充气法以及最新的细菌氧化法。本文比较了用细菌氧化法和经典的焙烧法处理含金黄铁矿精矿的技术经济指标,介绍了这两种方法的流程,生产费用和基本投资的初步估算以及回收率。研究结果表明,细菌预氧化法具有潜在的优点。     

某铅锌矿选厂磨矿产品的矿物解离度研究

对某铅锌矿选厂一段磨矿及铅硫混合粗精矿再磨产品进行了工艺矿物学研究,查明了磨矿产品中铅、锌矿物的单体解离度及矿物连生关系.一段磨矿产品中闪锌矿解离度90.40％,方铅矿解离度74.72％;铅硫混合粗精矿再磨产品中闪锌矿解离度69.69％,方铅矿解离度75.45％.通过磨矿产品的矿物解离度研究,表明该铅锌矿选厂可通过改善磨矿粒度提高选矿指标.     

赤磁混合铁精矿球团焙烧固结机理研究

综合运用光学显微镜和显微图像分析仪等测试仪器和手段,对不同预热和焙烧条件下,巴西赤铁精矿与云南省内磁铁精矿搭配使用时氧化球团的矿物组成、显微结构以及焙烧固结机理进行了重点研究。研究结果表明,无论是在预热阶段还是在焙烧阶段,由于磁铁矿氧化生成的新生Fe2O3活性较赤铁矿颗粒中的原生Fe2O3活性高,磁铁矿的存在能够促进颗粒间Fe2O3再结晶的形成。因此,在赤铁精矿中适量配加磁铁精矿生产氧化球团,有利于降低预热焙烧温度,提高球团矿质量。     

赤磁混合铁精矿球团焙烧固结机理

综合运用光学显微镜和显微图像分析仪等测试仪器和手段,对不同预热和焙烧条件下,巴西赤铁精矿与云南省内磁铁精矿搭配使用时氧化球团的矿物组成、显微结构以及焙烧固结机理进行了重点研究。研究结果表明,无论在预热阶段还是焙烧阶段,由于磁铁矿氧化生成的新生Fe2O3活性较赤铁矿颗粒中的原生Fe2O3活性高,能够促进颗粒间Fe2O3再结晶的形成。因此,在赤铁精矿中适量配加磁铁精矿生产氧化球团,有利于降低预热焙烧温度,提高球团矿质量。     

乌拉嘎金矿西坑矿石选矿工艺试验研究

黑龙江乌拉嘎黄金矿业有限责任公司西坑矿石中金属硫化物及金矿物嵌布粒度均较细。选矿工艺试验结果表明:该矿石经原矿浮选—金精矿重选—重尾生物氧化—氰化浸出—锌粉置换提金工艺处理,金的选矿总回收率为80.09%,比现有工艺流程提高了26.45%;经原矿浮选—金精矿焙烧—焙砂氰化浸出—锌粉置换提金工艺处理,金的选矿总回收率为76.49%,比现有工艺流程提高了22.85%。这表明,金精矿须经氧化预处理,才能提高金的回收率。     

陇南紫金难处理金精矿工艺矿物学研究

采用多元素分析、X射线衍射、矿物解离度分析和电镜扫描等方法，开展陇南紫金金精矿的工艺矿物学研究，深入分析矿物组分、各物相赋存状态以及金的伴生规律。研究结果表明：该金精矿S和As质量分数分别为42.12%和2.31%，硫化物包裹金占比为56.19%，属于硫化物包裹难处理金矿；金矿物粒度为1~10 μm，以银金矿为主，并含有少量的自然金；金矿物的单体解离度为30%，未解离的金矿物均与黄铁矿连生，呈半包裹半裸露状或完全被包裹状。基于金矿物的单体解离度随着矿物粒度减小而增大的特性，可通过超细磨的方法，增加金与浸金试剂的接触，为提高金的回收率创造良好条件。     

选冶联合处理低品位含金尾矿的试验研究

为高效回收尾矿资源中的金矿物,对含金尾矿进行了选冶联合试验研究。化学分析结果表明,固体废弃物中的金含量为0.86 g/t。工艺矿物学研究表明,矿样宜采用浮选—浮选金精矿预处理—浸出的选冶联合工艺来回收金。浮选条件试验、开路试验和闭路试验研究结果表明：粗选在Na₂CO₃用量为500 g/t、（NaPO₃）₆（六偏磷酸钠）用量为50 g/t、CuSO₄用量为75 g/t、异戊基黄药+丁铵黑药用量为120 g/t、松醇油用量为40 g/t的条件下,通过“一次粗选—两次扫选—两次精选”的闭路工艺流程,可获得产率为14.23%、金品位为5.21 g/t、金回收率为86.21%的金精矿。在金精矿磨至-0.037 mm占70.12%的条件下,直接浸出率为41.60%,金的浸出效果不理想,主要原因是大部分金呈微细粒被黄铁矿包裹以及金矿物多为碲金矿、碲金银矿和含金碲银矿等所致;金精矿氧化焙烧—氰化浸出的合适条件为氧化焙烧温度为750 ℃、焙烧时间为60 min、焙砂细度为-0.037 mm占85%、矿浆浓度为33%、矿浆pH值为10.5、NaCN用量为10 kg/t、浸出时间为24 h,在此条件下金的氰化浸出率为73.76%,与金精矿直接氰化指标（金氰化浸出率为41.60%）相比,金的氰化浸出率提高了32.16%。     

某含金原生矿石的工艺矿物学研究

某含金原生矿石的金品位为5.36×10^-6，金是主要的目标回收矿物。为了查明影响选冶工艺指标的主要因素，对该矿石开展了工艺矿物学研究。通过矿物自动分析仪，对矿石的矿物组成、矿物嵌布特征、金的赋存状态、含金矿物的粒度和含金矿物解离度进行了系统研究，获得了目标矿物的工艺矿物学相关参数。研究结果表明:该矿石中主要金矿物是自然金和银金矿；矿石中金的粒度以细粒和微细粒为主，分别占49.43%和50.57%；金矿物的赋存状态以裸露金为主，占72.71%，包裹金占27.29%。通过分析研究结果得出：提高磨矿细度，使包裹金裸露出来，同时，在浸出之前，采取相应措施对毒砂进行氧化预处理，去除毒砂在浸金过程中的不利影响，有助于提高金的回收率。     

某碳质金精矿富氧焙烧—氯化浸出试验研究

某碳质金精矿直接氰化浸出金浸出率很低,小于30%,为进一步提高金浸出率,针对碳质金精矿性质,进行了富氧焙烧—氯化浸出试验研究。结果表明:与常规氧化焙烧相比,富氧焙烧降低了焙烧温度,缩短了焙烧时间;富氧焙烧最佳焙烧温度550℃~600℃,氧气体积分数50%,焙烧时间2.0 h,在此条件下,碳、硫去除率均在95%以上;焙砂采用M-NaCl氯化浸出,在最佳浸出条件为固液比1∶6,浸液pH=3,浸出剂用量8 kg/t,试样粒度62~75μm,浸出时间4 h时,金浸出率可达92.50%,相对于试样直接氯化浸出时有显著提高;表明富氧焙烧—氯化浸出工艺是可行的。     

云南镇源难处理金精矿工艺矿物学研究

利用X射线衍射、X射线荧光光谱（XRF）、X射线能谱分析（EDX）和矿物解离分析（MLA）等检测手段对云南镇源难处理金精矿的化学组成、矿物组成、硫化物特征以及金的分布情况进行了详细的工艺矿物学研究。结果显示：该金矿以硫化矿、碳酸盐和硅酸盐类矿物为主，含有3.18%的有机碳和2.37%的无机碳。通过金的诊断浸出发现96.16%的金被硫化物包裹，少量金以单体形式存在。通过对主要载金矿物黄铁矿、辉锑矿和毒砂的粒度、包裹及裸露情况进行分析，得出大部分硫化矿以解离单体的形式存在，少部分与其他矿物共生。根据MLA测试及金的诊断浸出，认为大部分金被硫化矿完全包裹，处理该矿石时应先进行硫化物包裹层的氧化处理，再进行金矿的浸出。     

锑对难处理金矿石（金精矿）焙烧一氰化浸金的影响

用难处理金矿石和精矿,分别进行了焙烧-焙砂氰化浸金试验、焙烧-焙砂中加入三氧化二锑的氰化浸金试验、加入三氧化二锑焙烧-焙砂氰化浸金试验、精矿湿法浸锑之后焙烧-焙砂氰化浸金试验。试验结果表明,焙砂中加入三氧化二锑不影响氰化浸金,但是焙烧之前加入三氧化二锑焙烧后焙砂的氰化浸金试验指标明显低于未加三氧化二锑焙烧后的焙砂氰化浸金试验指标。此外,精矿湿法浸锑之后焙烧的焙砂氰化浸金的指标明显有改善。由此分析,三氧化二锑不对氰化浸金产生不利影响。锑对焙烧后焙砂氰化浸金的不利影响主要源于锑化合物的熔点低,易于加大焙烧过程中的“二次包裹金”的作用,从而导致金浸出指标下降。锑是难处理含金矿物原料焙烧-焙砂氰化浸金的主要干扰元素之一。     

某难冶型金精矿生物氧化与热压氧化工艺对比

某高砷、高碳、贫硫、微细粒难浸型金精矿直接氰化浸出金的浸出率仅为42%左右。采用"生物预氧化—氰化浸出"工艺,金浸出率达到96.3%,采用"中温中压预氧化—三段氰化浸出"工艺,金浸出率达到99.66%。并对生物氧化、热压氧化、焙烧氧化3种预处理工艺进行了对比分析,结果表明,与热压氧化、焙烧氧化相比较,细菌氧化工艺投资少、成本低,且金、银回收指标较高,经济效益较好。     

高砷高硫难处理金精矿预处理工艺研究

根据高砷高硫难处理金精矿的工艺矿物学特征,提出了二段焙烧-加压酸浸联合预处理工艺,重点讨论了该工艺对砷、硫和铁脱除效果的影响。研究结果表明,难处理金精矿经一段焙烧后,在焙烧温度700 ℃、焙烧时间120 min条件下,再经二段焙烧,所得焙砂中As含量仅为0.51%,S含量为0.34%,并且经过加压酸浸后As、S和Fe的脱除率都在95%以上,达到了很好的效果。     

含砷高硫金精矿焙烧—氰化工艺研究

按焙烧—氰化方案对某含砷高硫金精矿的提金工艺进行了试验研究, 结果表明, 金精矿在模拟工业窑炉操作制度下焙烧氧化, 硫、砷脱除率和综合氧化率分别达９５％ 、９２％ 和９５％以上, 焙砂经细磨—碱洗后氰化, 金的浸出率超过９１％ 。