复杂矿物脆硫锑铅矿的电子结构与浮选行为（英文）

采用密度泛函理论研究复杂矿物脆硫锑铅矿的电子结构及其浮选行为。脆硫锑铅矿的浮选行为与辉锑矿相似,p H值小于6时具有较好的可浮性,并且容易被NaOH抑制,尤其是在有石灰存在时。在弱碱性条件下,脆硫锑铅矿的浮选行为接近于方铅矿的浮选行为。脆硫锑铅矿中Pb的配位结构比方铅矿中Pb的配位结构复杂。脆硫锑铅矿中的Sb存在2种配位模式,而辉锑矿中的Sb仅存在3-配位。方铅矿中的Pb比脆硫锑铅矿中的Pb活跃。与辉锑矿中的Sb相比,脆硫锑铅矿中的Sb(3-配位)不活跃,但是4-配位的Sb比3-配位的Sb活跃得多。脆硫锑铅矿和辉锑矿的HOMO轨道含有金属原子,石灰的存在有助于CaOH+吸附构型的形成。因此石灰对脆硫锑铅矿和辉锑矿都具有抑制作用。     

巯基类小分子有机抑制剂对复杂硫化矿物浮选行为的抑制机理

通过浮选实验、红外光谱测定,考察了脆硫锑铅矿、磁黄铁矿和铁闪锌矿在丁黄药作用下的浮选行为和巯基类小分子有机抑制剂(巯基乙酸、巯基乙醇)对三种矿物的抑制效果以及Cu2 离子对巯基化合物抑制效果的影响。结果表明:用丁黄药作捕收剂,脆硫锑铅矿和磁黄铁矿在pH 2~10范围内都有良好的可浮性,铁闪锌矿在酸性条件下可浮性好,三者分离困难;在pH 6~8之间,采用巯基乙酸和巯基乙醇作抑制剂,脆硫锑铅矿与磁黄铁矿和铁闪锌矿的分离是可能的;但铜离子存在时,3种矿物之间的选择性分离是难以实现的。红外光谱测试表明:在抑制剂分子中有多种官能团如—SH、—COOH、—OH等。丁黄药和抑制剂在矿物表面存在竞争吸附,有机抑制剂携带亲水基团,使得矿物表面更容易亲水,从而受到抑制。     

脆硫铅锑精矿富氧直接熔炼过程的Fe元素行为

对脆硫铅锑精矿富氧直接熔炼过程Fe元素行为进行研究,利用X射线衍射、扫描电镜能谱、光学显微镜、电子探针、化学物相分析等手段对熔炼过程Fe元素走向及各相中赋存状态进行表征。结果表明:熔炼中间过程Fe主要富集于精矿颗粒外围FexSbyS复杂硫化物相,少量Fe以FeSb和FeS形式赋存于颗粒中心合金相;随反应进行,Fe不断向颗粒外围迁移,熔炼终产物粗铅锑合金中Fe以FeSb和FeSb_2形式存在,绝大部分Fe氧化造渣以硅酸铁(60.04%)和赤褐铁矿(Fe_2O_3,37.34%,质量分数)形式进入熔炼终渣。中间产物Fe_xSb_yS化合物的形成抑制锑硫化物氧化和挥发,其直接分解是铅锑合金中存在Fe-Sb合金相的主要原因。     

高铁富金铜硫多金属矿选矿实验研究

某高铁富金铜硫多金属矿铁品位为31.81%,金品位为1.37 g/t,铜品位为0.70%,硫品位为6.52%,矿石中71.83%的金赋存于铜矿物、黄铁矿、磁铁矿等矿物,而铜矿物、黄铁矿、磁铁矿的嵌布粒度均较粗,普遍在+0.04 mm。采用“优先浮选铜-活化浮选硫-硫尾磁选回收铁”联合工艺处理该矿石,并采用ZA作铜捕收剂,全流程实验获得金品位27.80 g/t,铜品位20.60%,金回收率59.05%,铜回收率83.29%的铜精矿;金品位2.16 g/t,硫品位45.07%,金回收率20.24%,硫回收率86.25%的硫精矿;金品位0.80 g/t,铁品位60.83%,金回收率14.25%,铁回收率45.90%的铁精矿。实现了矿石中金铜铁及载体矿物的高效回收。     

云南某含银低品位铅锌矿工艺矿物学特性研究

通过化学分析、光学显微镜观察、自动矿物分析仪(MLA)分析等手段,对云南某含银低品位铅锌矿进行了工艺矿物学研究。研究结果表明,矿石中可供选矿回收的有价元素为铅、锌及银;铅、锌主要以方铅矿、闪锌矿的形式存在;银少量以淡红银矿、浓红银矿、黝锑银矿等游离银矿物形式存在,但大量以微细包裹体或类质同象形式存在于铅矿物中;脉石矿物主要为石英,其次为绢云母、方解石、高岭土等。方铅矿及闪锌矿共生关系密切,交代结构突出、包裹关系复杂,导致矿物充分单体解离较困难;绢云母、高岭土等脉石矿物易泥化,会对浮选分离造成不利影响。     

南川高硫铝土矿可选性研究

通过对南川高硫铝土矿矿石的硫化物赋存状态、嵌布特征、粒度等工艺学研究,探讨影响选矿脱硫的矿物学因素,通过试验分析,南川铝土矿以一水硬铝石为主,矿石中的硫可综合回收;矿石中的硫矿物主要为黄铁矿;黄铁矿除一部分以自形晶、半自形晶产出外,大部分黄铁矿呈不规则粒状、脉状或微细粒浸染状等嵌布在一水硬铝石、一水软铝石和脉石矿物中,并且嵌布关系较复杂,磨矿时单体解离非常困难;矿石中黄铁矿(含白铁矿和胶黄铁矿)的嵌布粒度很不均匀,主要以中、细粒为主,粗粒相对较少,造成单体解离更困难.因此,南川铝土矿选矿脱硫困难较大,流程指标不容易稳定.     

云南某铜硫矿石工艺矿物学研究

以MLA为主要手段对云南某铜硫矿石进行了工艺矿物学研究,系统查明了矿石中主要有价元素及其赋存状态、目的矿物及其嵌布和单体解离特征,分析了影响选矿的矿物学因素,推荐了适宜的磨矿细度,计算了精矿品位回收关系曲线,推荐了理论选矿指标。     

方铅矿与脆硫锑铅矿在高碱体系中的浮选电化学行为（英文）

为有效分离方铅矿和脆硫锑铅矿并提高其在混合浮选中的回收率,研究两者与乙硫氮捕收剂(DDTC)的作用机理。通过单矿物浮选实验研究矿浆p H值对两者浮选行为的影响。通过循环伏安法和塔菲尔曲线测试研究两者与乙硫氮作用的电化学性质。浮选实验结果表明,在高碱体系中脆硫锑铅矿被石灰强烈抑制。循环伏安曲线和塔菲尔曲线表明,乙硫氮与方铅矿和脆硫锑铅矿的作用是电化学过程。高碱体系对方铅矿与乙硫氮的作用影响不大,但是对脆硫锑铅矿影响很大,这是其自身氧化以及OH-和Ca OH+等离子的特性吸附,导致非电活性的羟基化合物和低导电性的钙系化合物附着在其表面,阻碍电子在电极表面的传递,从而使脆硫锑铅矿的可浮性降低。     

山东某含金磁黄铁矿浮选尾矿磁选回收试验研究

山东某含金磁黄铁矿原矿金品位1.60 g/t,硫品位1.86%,属含金硫铁矿。矿石性质研究结果表明,部分以磁黄铁矿为载体的金,矿物含量为0.96%,金品位8.25 g/t,原矿金分配率5.25%。生产流程对以磁黄铁矿为载体的金矿物的回收水平仍有提高空间。为了解决这一问题,开展了从生产原矿和生产尾矿中回收以磁黄铁矿为载体的金的对比试验,结果表明,磁选不宜用于原矿、重选不宜用于尾矿中载金磁黄铁矿的回收;尾矿磁选流程可以实现含金磁黄铁矿的有效富集,最终选择全粒级磁选工艺流程,获得了金品位1.52 g/t,硫品位2.87%的含金磁黄铁矿。尾矿金、硫回收率分别为52.09%、62.93%,对原矿回收率分别为12.27%、18.56%,实现了以磁黄铁矿为载体的金矿物的综合利用。     

云南某含银铜矿伴生银矿物强化回收实验研究

云南某含银铜矿石银品位为21.77 g/t,主要赋存于黄铜矿、游离银和磁黄铁矿中,在选别过程中铜硫分离时兼顾银的回收具有一定的难度。采用抑硫浮铜流程,研究筛选出石灰及Z200作为合适的调整剂和高效捕收剂,在抑制黄铁矿、磁黄铁矿的同时强化银的回收。最终闭路试验获得了品位23.92%、回收率97.10%的铜精矿,且含银136.38 g/t,银的回收率达到77.05%,实现了铜硫分离的同时强化银的回收。     

新疆中泰某金矿矿石性质研究

对新疆中泰某金矿矿石的成分、矿物组成、矿石粒度以及矿石结构等进行了详细研究。该矿中自然金主要存在于石英脉中,粒度大小以粗中粒为主,载金矿物黄铁矿中未见包裹金。该金矿属于石英脉型,矿物组成简单,易解离,属易选型矿石。根据工艺矿物学研究结果,该金矿宜采用重-浮联合工艺流程进行选别。     

贵州某黄金选矿厂弱酸性浮选工业试验

贵州某金矿含金4.3 g/t,金主要赋存在黄铁矿中,矿石含碳较高,属难选难冶型金矿。为实现该金矿资源的高效利用,采用热压预氧化打开矿石中金包裹,提高金的浸出率,同时将原有的碱性浮选工艺调整为弱酸性浮选。采用"二粗二精四扫"的选矿流程,进行工业试验。通过条件试验确定磨矿细度及各作业的药剂用量,最终获得金精矿金品位19.34 g/t,回收率88.25%。与原工艺相比,弱酸性浮选可以利用废酸,节约碱性调节剂的使用。     

山东某含金硫铁矿强化浮选回收试验研究

山东某含金硫铁矿原矿金品位为3.06 g/t、含硫量为2.65%。工艺矿物学研究表明,金主要以自然金等独立金矿物形式存在,其次以黄铁矿为载体,少量以磁黄铁矿为载体。采用快速浮选和常规浮选组合的工艺流程,以硫酸铜做活化剂,MA-1做捕收剂,HX-609做起泡剂,分别获得了金品位为34 g/t、32 g/t的快速浮选精矿和常规浮选精矿,金总回收率达到90%以上。     

紫金山铜金矿中金铜银的赋存状态研究

采用矿物自动分析仪(MLA)、扫描电镜(SEM)、X射线衍射(XRD)研究了紫金山金铜矿入选矿石中有价元素铜、金、银的赋存状态以及分选过程中的金属走向。结果表明,铜矿物主要有蓝辉铜矿、铜蓝、硫砷铜矿,金银以游离矿物和硫化物包裹体为主。铜矿物常见沿明矾石溶蚀孔洞或碎裂缝隙充填,与黄铁矿密切连生,从原矿中分选铜矿物,理论品位为Cu 69.70%,理论回收率93.55%。中粒金嵌布于铜矿物和黄铁矿矿物粒间或裂隙,可随着铜和硫的回收进入铜、硫精矿,金的理论回收率分别为57.19%和27.27%;微细金粒包裹于明矾石和石英中,随脉石损失于尾矿中。银以显微银为主,多见呈微细粒包裹于硫化矿物中,铜精矿和硫精矿中银的理论回收率分别为56.96%和26.71%。     

山东省焦家金矿的金赋存状态

采用显微镜和扫描电子显微镜研究了山东省焦家金矿的金赋存状态。研究发现,该矿石中载金矿物有黄铁矿、黄铜矿、脉石矿物、闪锌矿和方铅矿。在硫化矿中金粒占77.12%,脉石中金粒占22.88%。金的赋存状态有裂隙金、包裹金和晶隙金,裂隙金占60.28%,包裹金占21.63%,晶隙金占18.09%。金矿物的形态主要有球状、三角形、矩形、条状和不规则形状。焦家金矿石中金矿物的粒度范围较大,大的颗粒达到100μm,小的金颗粒只有3-5μm,其中大于0.104mm粒级的金颗粒占1.50%,0.074～0.104mm粒级的金颗粒占5.26%,0.043～0.074mm粒级的金颗粒占23.31%,0.037～0.043mm粒级的金颗粒占3.76%,小于0.037mm的金颗粒占64.29%。焦家金矿石中金矿物有自然金、银金矿、自然银、含铁自然银、金铜矿和螺硫银矿。其中,银金矿是最重要的金矿物,占71.56%。金银矿物平均成色为641.24‰。     

Characterizing the distribution of gold in pyritic sulfide ore

Auriferous pyrite is an important ore in the Green’s Creek polymetallic-sulfide deposit. Pyritic ores have textural and crystal forms that range from primitive framboidal spherules to euhedral crystals. The gold associated with the pyrite at Green’s Creek is found in concentrations at the ppmw level and necessitates the use of secondary ion mass spectrometry. The results presented in this article show gold is distributed in two ways: finely dispersed throughout a pyrite matrix and concentrated as native gold or as electrum at grain edges or along fractures. Finely dispersed gold is found in pyrite spherules and porous masses, whereas the gold “nuggets” are found in association with the crystalline pyrite. An association between gold and arsenic is observed, but the association is complex and is not necessarily congruent. The results suggest that during the maturation of pyrite containing finely dispersed gold, gold is mobilized and ultimately concentrated at grain edges as nuggets. For more information, contact Allen Pratt, CANMET Mining and Mineral Sciences Laboratory, Natural Resources Canada, 555 Booth Street, Ottawa, Canada K1A 0G1; (613)992-1376; fax (613)996-9673; e-mail apratt@NRCan.gc.ca.     

The biological leaching of an auriferous pyrite ore

The oxidation of an auriferous pyrite ore sample was evaluated in biological leaching experiments for subsequent gold recovery via cyanidation. In batch cultures, organisms derived from the mine site oxidized pyrite and ferrous iron at pH values as low as pH 0.6. The recovery of gold was variable in shake flask experiments. In stirred tank bioreactor leaching, gold recovery was proportional to the extent of iron dissolution by bioleaching. The leaching of arsenic from the sample was also directly proportional to iron dissolution.     

Improving gold recovery of Pb–Zn sulfide ore by selective activation with organic acid

Free gold and gold wrapped in sulfides are considered as the object of gold floatation. However,floatation of free gold exhibits more variables in practice.In this study, improving gold recovery of a Pb–Zn sulfide ore from Yunnan Province, China, was investigated. The results show that free gold and auriferous sulfides account for 94.99 % of total gold. Without adding organic acid in floatation, only 82 % recovery of gold could be obtained.Gold recovery in Au/Pb concentrates increases by 9.29 %with oxalate added and by 7.35 % with citric acid added,respectively, while performances of lead and arsenic nearly keep a constant. A possible reason is that free gold is of wonderful selectivity against pyrite with organic activators.A new method to enhance gold recovery is proposed.     

微细浸染型金矿强化湿法预处理研究

采用两段充气预处理-非氰化工艺浸出微细浸染型金矿,研究了浸出条件对金浸出效率的影响。结果表明,在氧化和碱浸预处理2个阶段充气可提高金浸出率;氧化预处理2 h后,加入氢氧化钠(20 kg/t)碱浸预处理4 h,加入氧化钙(40 kg/t)替代氢氧化钠,用TY-3浸出剂(8 kg/t)浸出4 h,金浸出率可达87.21%。浸出渣的物相分析、扫描电镜观察及X射线能谱分析结果显示,硅酸盐、碳酸盐中的金可被有效浸出,浸出渣中的石英、黄铁矿表面发生腐蚀,部分黄铁矿氧化。