从砷黄铁矿回收金的新方法

砷处理公司(Arseno Processing Ltd.)研制出一种从砷黄铁矿回收金的水冶工艺,取消了焙烧作业。该工艺包括三个主要步骤:精矿浸出,金回收和砷沉淀。在浸出阶段,砷黄     

一种高铁低品位硫化铅锌混合精矿综合利用工艺探讨

目前在工业上唯一能对硫化铅锌混合精矿进行处理的方法只有ISP熔炼法,对于低品位混合精矿而言,采用ISP法是不经济的,如果分别作为铅精矿或锌精矿进行处理时,采用传统的冶炼方法都不能经济地高效利用。本文探讨了高铁低品位硫化铅锌混合精矿氧压酸浸工艺的可行性,提出了低品位硫化铅锌混合精矿一段氧压浸出和两段氧压浸出工艺。     

快速浮选工艺提高选锌指标的试验研究

内蒙某铅锌硫化矿锌矿物主要以铁闪锌矿形式存在,生产现场采用"一粗三扫粗精矿再磨四次精选"流程回收锌资源,该工艺一直存在锌精矿品位低、回收率低、再磨选择性低、过磨严重等问题。针对该矿石性质特点,提出采用"快速浮选-两段锌粗选-粗选精矿再磨"工艺代替现场锌浮选工艺。结果表明,闭路试验可获得锌精矿锌品位50.07%,锌回收率91.08%的优异指标。与原工艺相比,提高了选锌指标。     

某金精矿浸出试验研究及综合利用分析

为确定某金精矿产品处理方案进行了金精矿浸出试验研究,条件试验表明:磨矿细度和氰化钠用量是影响金浸出率的关键因素;金精矿Ⅰ较难浸出,根据最佳浸出条件采用常规浸出工艺金浸出率为83.28%,采用边磨边浸金浸出率84.26%;金精矿Ⅱ浸出率可达到87.59%,但浸渣选铜一段粗选铜回收率可达79.24%;最终该金精矿产品处理方案需要进行经济对比,同时需要考虑浸渣回收铜的可能性和经济分析;尾渣筛析表明,细粒级中金品位低,损失的金属于细粒的包体金。     

新疆某铅锌浮选尾矿综合回收氧化锌矿试验研究

新疆某铅锌浮选尾矿锌含量低,细粒级矿物中锌分布率高,属于低品位难选氧化锌矿。试验针对该尾矿中氧化锌矿的回收利用开展了大量探索试验,确定了先浮选、浮选粗精矿重选、重选中矿和尾矿酸浸的试验方案,其中浮选重选联合闭路试验可得到含锌35.98%、含SiO_2 13.17%、锌回收率26.73%的锌精矿,该锌精矿可并入硫化锌精矿直接销售;重选中矿和尾矿进行酸浸试验,浸出率大于80%。浮选—重选+酸浸工艺锌总回收率达到65%以上,实现了尾矿中锌资源的回收利用。     

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。     

新疆某高硅锌精矿矿石性质及其处理工艺探讨

考察了新疆某高硅锌精矿矿石的主要元素分布、粒度、主要物相等矿石性质,在此基础上探讨了三分之一法(Radina法)、分粒级浸出、快速中和法和常规法等工艺处理该矿石的可行性,为此类高硅锌精矿的开发利用提供依据。结果表明,适合采用常规法处理该类矿石,在矿浆沉降中采用上清液自稀释降低矿浆浓度的方式可加速矿浆沉降,改善矿浆澄清性能。该工艺在处理高硅锌精矿中既能够确保浸出率又能够实现浸出矿浆良好的沉降,同时具有易于操作控制的优势。     

云南兰坪低品位氧化锌矿氨浸渣可浮性试验研究

针对云南兰坪高碱性脉石型低品位氧化锌矿,陈启元教授课题组提出了"循环氨浸—萃取—酸性电积"新工艺,此工艺中氨浸后得到的浸出渣(简称氨浸渣)主要含有闪锌矿、锌铁尖晶石和部分未浸出的氧化矿(主要是菱锌矿),氨浸渣中锌含量较高,导致新工艺的总锌回收率低于80%。为此,对氨浸渣进行浮选处理,期望回收闪锌矿和未浸出的氧化矿,以提高整个工艺锌的总回收率。采用硫化—黄药浮选法,将氨浸渣中的闪锌矿和氧化锌同时进行富集。研究结果表明,氨浸渣经过球磨预处理后,采用一次粗选、两次扫选、两次精选,得到品位为22.16%、回收率为68.97%的锌精矿,经"浸出—氨浸渣浮选"工序处理后锌总回收率达92.57%。     

锌浸出渣水浸预处理-分段硫化浮选回收银工艺研究

湿法炼锌企业每年产生大量锌浸出渣,直接渣场堆放会导致严重的环境问题和矿产资源浪费。开展浸出渣中银经济高效回收工艺研究对最大程度提高资源利用率具有重大意义。某锌浸出渣中有价金属银嵌布粒度细、银赋存形态复杂且水溶锌含量高。为回收浸出渣中的有价金属银,降低水溶锌对含银矿物浮选的不利影响,开展水浸-分段硫化浮选回收银工艺研究。结果显示：水浸后锌浸出率达38.3%,银品位提升至205g/t,水浸-浮选试验银精矿回收率相较于直接浮选可提高8%,再通过快速浮选-两粗两精一扫的闭路浮选工艺获得银精矿1#银品位为4128.19g/t、银回收率62.17%,银精矿2#银品位为1101.56g/t、银回收率18.19%。XRD、EPMA及EDS分析结果表明,银精矿中银主要分布于石膏、硫酸铅、铁酸锌及闪锌矿等矿物中。     

预先分级联合选别提高某低品位铜矿金属回收率试验

某大型低品位金铜矿山较高品位铜矿石选用浮选工艺进行富集,低品位铜矿石则利用生物堆浸工艺生产阴极铜,该矿山生物堆场随着堆高的增加,酸铁不断浸出、铜浸出率下降。针对该生物堆浸低品位铜矿石,采用预先分级、选冶联合工艺,并对原有堆浸工艺进行优化,2 mm筛上产品柱浸试验浸出率为75.22%,比原工艺流程浸出率提高了5.08个百分点,铁累积浸出率同比下降了2.75个百分点。-2 mm产品通过浮选工艺最终可获得含铜20.20%、回收率87.21%,伴生金品位3.6 g/t、金回收率58.74%,伴生银品位83.7 g/t、银回收率为68.28%的铜精矿,以及含硫47.12%,回收率33.00%的硫精矿。预先分级、选冶联合工艺铜综合回收率为79.55%,较原生物浸出工艺铜浸出率69.14%提高10.41个百分点,并伴生回收贵金属金、银及副产品硫精矿,使用该工艺可增加利润约1.16亿元。工艺改造后不仅可提高资源利用率,产生较大的经济效益,还可降低酸铁的浸出,大大降低环保处理成本。     

湖南某大型铅锌矿选矿厂设计

为高效开发利用湖南某低品位大型铅锌矿资源,在进行了工艺矿物学研究的基础上开展了选矿工艺研究和选矿厂设计.试验确定采用两段锤破、一段磨矿、1粗4精2扫浮铅、1粗3精2扫浮锌流程,设计铅精矿铅品位为50.00％、回收率为85.00％,锌精矿锌品位为50.00％、回收率为91.00％;铅、锌精矿采用浓缩+过滤的两段脱水工艺,...     

刚果(金)某低氧化率铜钴矿选冶联合试验研究

针对刚果(金)某铜钴矿氧化率低、直接浸出回收率低的问题,采用浮选回收硫化铜钴精矿、硫酸浸出浮选尾矿工艺流程处理该矿石。结果表明,采用硫化矿闭路浮选得到的硫化精矿中铜品位50.81%、钴品位1.62%,铜回收率24.79%、钴回收率11.10%; 浮选尾矿在液固比2∶1、硫酸用量202 kg/t_矿条件下常温搅拌浸出3 h,铜浸出率93.98%,钴浸出率72.44%; 选冶综合回收率铜95.47%,钴75.50%,酸耗199.58 kg/t_矿。与原矿直接硫酸浸出工艺相比,铜回收率提高了14.95个百分点,钴浸出率提高了6.93个百分点。研究成果可为同类矿物的开发利用提供技术依据。     

高硅锌精矿提质降硅浮选试验研究

针对新疆某大型铅锌选矿厂锌精矿产品品位低、Si O2含量高的特点,详细查明了锌精矿中的杂质成分及赋存状态,提出采用"再磨降硅—高碱抑硫"新工艺。试验结果表明,采用新工艺处理高硅锌精矿,可获得锌品位和回收率分别为61.26%和98.42%的优质锌精矿,Si O2含量从22.05%降到2.59%,且该工艺可很好地并入原工业流程。     

某硫锌型深海多金属硫化矿选矿技术研究

某硫锌型深海多金属硫化物锌、硫品位分别为20.44%和36.6%,贵金属金、银分别为6.89g/t和141g/t。根据矿石性质,通过硫(自然硫)-锌的优先浮选工艺,先获得自然硫精矿,再获得锌精矿。闭路流程可获得硫品位70.36%、硫回收率23.09%、锌品位14.61%、锌回收率8.34%的自然硫精矿,以及锌品位49.90%、锌回收率85.56%的锌精矿。锌总回收率93.90%。对浮选尾矿进行氰化浸出,样品中的金、银元素选冶总回收率可分别达到83.3%和86.3%左右。     

某铅锌尾矿综合回收铅锌硫的生产实践

甘肃某尾矿含铅、锌、硫,铅、锌氧化率高,生产流程采用混合—优先浮选流程回收硫化铅、锌、硫,但只能生产出低品位锌精矿外销。针对生产流程中存在的问题进行了工艺改造,采用重—浮联合混选,混选精矿磨矿脱泥后精选,混合精矿分离铅、锌、硫的工艺,用硫化—黄药法回收氧化铅锌、硫化铅锌。获得了铅品位40%、回收率43%的铅精矿;锌品位45%、回收率62.5%的锌精矿;硫品位35.3%、回收率60%的硫精矿。     

铜铅锌硫矿提高铜回收率、精矿质量试验研究

针对某铜铅锌硫矿实际生产中存在的问题:铜浮选作业中有13.35%的铜损失在铜尾矿中;硫精矿含锌1.10%,杂质锌含量超标;锌精矿产品质量不合格(锌品位为18.38%),对铜浮选作业进行了多流程方案对比开路试验以及主要工艺条件的调整与优化,可获得铜精矿铜品位15.11%,铜回收率92.30%指标,较现场铜回收率提高了5.65%。采用抑锌浮硫工艺流程,可将现场硫精矿中锌品位由1.16%降至0.41%。对现场锌精矿采用不再磨、再磨工艺均显著提高了锌品位(锌品位最高可达48.71%),同时对该流程下浮选尾矿可作为单独的硫精矿产品进行回收。     

某低品位石煤钒矿浮选预富集试验研究

为高效开发利用某低品位石煤钒矿,针对该V_2O_5品位为0.63%的低品位矾矿开展了详细的选矿试验研究。试验通过筛分、浮选等经典选矿方法使低品位石煤钒矿得以初步富集,得到的混合钒精矿V_2O_5品位为0.99%,总回收率为55.70%。将混合精矿再进行焙烧、浸出处理,该种选冶联合工艺可有效回收利用该低品位石煤钒矿,减少了后续酸耗,明显提高了提钒效率,降低了生产成本。     

乌拉根铅锌矿选矿工艺优化和生产实践

针对乌拉根铅锌矿低品位混合矿选矿工艺中存在问题,通过破碎筛分粒度、钢球配比、药剂制度、强搅拌浓浆浮选、粗磨粗选—锌粗精矿分级再磨再选和铅精选流程6个工艺方面的优化改造,解决了原流程中铅锌回收率低、锌精矿含硅高等问题,使生产工艺更稳定高效,实现了在原矿铅品位0.30%、锌品位2.81%和锌氧化率23.61%条件下,获得铅精矿品位52.19%、铅回收率83.17%、锌精矿品位56.56%、锌回收率75.58%、锌精矿含二氧化硅3.93%的优异选矿指标。     

利比里亚某铁矿石高压辊磨—干式预选新工艺试验研究

为高效合理开发利用利比里亚某铁矿石,针对该低磷低硫混合型低品位铁矿石磁铁矿嵌布粒度细等问题,进行了铁矿石高压辊磨破碎—干式预选工艺试验研究。研究结果表明：采用该新工艺处理该铁矿石,获得的精矿铁品位为45.08%,铁回收率达84.22%,尾矿铁品位降至17.16%,且磁性铁品位仅为0.95%;精矿产品中-3.0 mm粒级占比97.90%,-0.074 mm粒级占比21.15%;高压辊磨—干式预选工艺对于提高抛尾率、降低铁矿石入磨粒度,减少铁矿石直接生产成本效果显著,为该矿石的开发利用提供了新思路。     

凡口锌精矿加压浸出新工艺研究

根据凡口铅锌矿锌精矿富含镓、锗的特点，采用加压浸出处理该锌精矿。重点考察了酸锌摩尔比、时间、添加剂、磨矿粒度、氧分压等因素对锌、铁、镓、锗浸出率的影响，在适宜工艺条件下，锌、铁、镓、锗的浸出率可分别达到98％、85％、85％、88％。