川西南某铜多金属尾矿中镍的赋存状态研究

利用矿相显微镜、扫描电子显微镜、X射线能谱探针对四川省西南部某铜多金属尾矿中镍的赋存状态进行了详细研究,讨论了影响尾矿中镍回收利用的矿物学因素。尾矿中磁黄铁矿含量4.9%,镍黄铁矿仅为0.4%,蛇纹石含量58%,原矿应属蛇纹石型铜镍矿。磁黄铁矿为典型的固溶体分离结构,镍黄铁矿主要以不同粒径(一般小于10μm)的叶片状紧密嵌布于磁黄铁矿中,两者难以解离。磁黄铁矿和镍黄铁矿单矿物含镍量分别为1.09%和34.36%,镍的相对分布率分别为28%和72%,镍黄铁矿为选镍的目标矿物,镍元素主要以类质同象形式赋存于镍黄铁矿中。通过浮选可以得到磁黄铁矿和镍黄铁矿的混合精矿,如果想要通过分离磁黄铁矿和镍黄铁矿来进一步提高镍的品位,则必须对混合精矿进一步细磨,但由于镍黄铁矿主要以固溶体出溶物形式镶嵌于磁黄铁矿中,粒度微细,难以通过常规磨矿方法进行解离。总之,该尾矿中的镍难以通过物理选矿作业进行有效富集。     

某萤石尾矿中锂的赋存状态及回收工艺分析

对浙江某萤石尾矿中锂的赋存状态开展详细的研究,并对锂的回收潜力进行评价。工艺矿物学研究表明,尾矿中的含锂矿物为铁锂云母、白云母和金云母,三类云母矿物中的平均锂含量分别为4.16%、0.47%和0.51%,其中62.82%分布于铁锂云母中,故要重点加强对铁锂云母的分选。但由于白云母、金云母与铁锂云母的浮游性能相似,在浮选过程中将一并进入到锂云母精矿,导致云母精矿Li₂O品位偏低而无法得到合格的产品。但是可以采用强磁选法从云母精矿中分离出合格的铁锂云母精矿。也可以采用强磁选法处理给矿,将铁锂云母、褐铁矿和软锰矿分选到磁性产品中,然后用阳离子浮选法从磁性产品中浮选得到铁锂云母精矿。采用浮选—磁选法技术或和磁选—浮选法需通过选矿试验进一步确定。      

甘肃某金矿石中金的赋存状态研究

为给甘肃某低品位金矿石的选矿试验提供理论依据,通过多种现代测试手段对矿石中主要载金矿物的特征和金矿物的种类、形态、粒度、产出形式、解离特性等方面进行了较详细的研究,结果表明矿石中金部分呈微细粒～微粒自然金或银金矿沿载金矿物的边缘、粒间、裂隙及孔洞充填分布,部分则呈包裹体嵌布在载金矿物内部。影响金矿物富集回收的主要因素是矿石中金品位低、硫化物含量高、金的赋存状态较为复杂。     

山东某金矿中金的赋存状态研究

某金矿中金的品位为5.20 g/t,为查明该金矿中金的赋存状态,运用传统的光学显微镜以及MLA等大型先进的仪器对该金矿进行了详细深入的研究。结果表明:矿石中91.22%的金赋存于自然金中;另有8.37%的金赋存于碲金矿、碲铜金矿、碲金银矿以及碲银矿(含Au)中,由于这些碲化物在氰化浸出的过程中难以被浸出,所以通过氰化浸出回收这部分金难度较大。     

某尾矿中稀土的赋存状态及其综合回收研究

详细研究了某选矿厂尾矿的化学成分、矿物组合、以及稀土元素的赋存形式、稀土矿物的分布特征和解离性等,阐明了该原料中稀土的赋存状态。据此提出了重—浮联合流程综合回收稀土的方案,并通过小型选矿试验进行了验证。研究结果为其综合利用提供了基础资料和理论依据。     

潞西上芒岗某金矿堆浸尾矿金赋存状态研究

上芒岗金矿是滇西地区最具代表性的红色黏土型金矿之一。为研究潞西上芒岗某金矿堆浸尾矿综合利用技术,指导尾矿综合利用工艺,提升尾矿中有价金属的回收,采用化学多元素分析、偏光显微镜观察、X-射线衍射分析、MLA分析、电子探针成分分析、人工重砂单矿物化学分析等手段对堆浸尾矿进行金赋存状态研究。结果表明,堆浸尾矿主要由含粉砂泥质岩、白云质灰岩、泥硅质灰岩、白云岩组成。尾矿中金的品位为0.18 g/t,矿物组分简单,主要是白云石、石英、白云母及少量褐铁矿等。有价元素主要为金,金矿物的种类仅为含银自然金一种,含金88.179%、银6.202%。堆浸尾矿中84%的金以独立矿物的形式赋存于含银自然金中,其嵌布粒度以亚微米-微米级为主,集中于1μm左右,包裹于白云石中;11%的金以晶格金等机械混入的形式赋存于黄铁矿中。约67%的金颗粒为包裹金,包裹于白云石中,约33%的金颗粒为隙间金,嵌布于白云石晶粒间,无单体解离的金颗粒,磨矿工艺中大部分的金矿物难以实现单体解离,制约了金的综合回收利用。     

内蒙古某稀土尾矿中钪的工艺矿物学研究

采用扫描电镜能谱仪、矿物自动检测仪MLA、电子探针等分析技术,结合电子探针元素面扫描分布,对内蒙古某稀土矿床尾矿的矿物组成、载钪矿物的嵌布特征、嵌布粒度、解离度,以及钪在矿石中的赋存状态进行了系统研究。结果表明,该稀土矿床尾矿中钪含量高达311×10-6。载钪矿物主要为镁钠铁闪石、霓石—霓辉石,次为铌铁金红石、铌铁矿等,钪主要以类质同象形式赋存于载钪矿物中,仅含极微量的钪独立矿物钪钇石。镁钠铁闪石与霓石—霓辉石的主要粒度范围在0.01~0.16 mm,且解离度达80%,有利于分选;铌铁金红石与铌铁矿粒度较细,主要在0.005~0.08 mm范围,且解离度仅为20%~30%左右,对分选极为不利。镁钠铁闪石和霓石—霓辉石中钪的理论品位为704×10-6,理论回收率81%左右;铌矿物中钪的理论品位可达5 008×10-6,理论回收率约10%。通过磁选初步富集尾矿中的霓石—霓辉石、镁钠铁闪石和铌矿物,进而采取酸浸—焙烧—浸出萃取湿法冶金手段从粗精矿中提取钪元素可综合回收尾矿中绝大部分钪。      

某铜矿山老尾矿中铜的赋存状态研究

某铜矿山老尾矿含铜0.46%,为了查明铜的赋存状态,通过化学物相分析、X-射线衍射分析、光学显微镜、扫描电子显微镜及矿物自动分析仪(MLA)等,查明该尾矿中铜的赋存状态十分复杂,其中42.22%的铜以黄铜矿、辉铜矿等硫化铜形式存在,26.67%的铜以孔雀石、赤铜矿等氧化铜形式存在,还有31.11%的铜以吸附状态或微粒包裹体形式赋存于褐铁矿、硬锰矿及高岭石等黏土矿物中,研究结果给铜回收工艺的合理制定提供了基础数据。     

蚀变岩型低品位金矿中金的赋存状态量化研究

蚀变岩型金矿是一种重要的金矿石类型。采用化学分析、X射线衍射（XRD）、工艺矿物学参数自动分析系统（BPMA）、扫描电子显微镜（SEM）、X射线能谱（EDS）等技术,对胶东地区新立蚀变岩型金矿石中金的赋存状态进行量化研究。结果表明：矿石金品位为2.2g/t,金属硫化物主要为黄铁矿,含少量方铅矿和微量黄铜矿;脉石矿物主要为石英和绢云母,含少量钾长石等。金矿物为金-银互化物,其中银金矿占85.33%,金银矿占13.84%,自然金占0.83%;金矿物平均成色为620.8 ‰;载金矿物以黄铁矿为主,与黄铁矿存在镶嵌关系的金矿物占有率高达96.42%;金矿物在0～2mm矿石综合样中以包裹金、粒间金为主,含少量裂隙金,其占有率分别为34.81%、34.73%和11.01%,并可见裸露连生金（19.39%）和微量单体金（0.06%）;金矿物粒度分布不均匀,粗粒金（＞74μm）、中粒金（74μm～37μm）、细粒金（37μm～10μm）、微粒金（＜10μm）的占有率分别为30.56%,12.96%,46.84%和9.64%;黄铁矿的嵌布粒度较粗,主要呈中粒—粗粒嵌布,易于解离,有利于浮选。研究结果表明,浮选富集黄铁矿等硫化物可以有效富集金矿物,对精矿再磨,有利于金的回收;同时应注意对粗粒金的回收。     

南非某铂钯尾矿中铂钯的赋存状态研究

某铂钯尾矿中Pt和Pd的品位分别为0.91 g/t和0.40 g/t。本文利用光学显微镜、扫描电子显微镜,并结合矿物自动分析仪(MLA)查明了尾矿中铂钯的赋存状态,为该尾矿的综合回收提供理论依据。研究表明,铂钯矿物复杂多样,主要为硫铂矿、砷铂矿和铂-硫铜钴矿,其次为硫镍铂钯矿,另有少量铂-硫镍钯矿、硫砷铂矿、汞钯矿、六方砷钯矿、砷锑钯矿等;铂钯矿物的嵌布粒度特别细,均小于15μm,其中53.17%分布在5μm以下;此外,42.20%铂钯矿物以包裹体的形式嵌布于顽火辉石、钙长石等脉石矿物中,这部分铂钯回收难度大,另有33.08%分布在脉石矿物粒间、脉石矿物与铬铁矿、脉石矿物与黄铜矿、脉石矿物与黄铁矿粒间,24.16%分布在脉石矿物裂隙中。由于铂钯矿物矿物组成复杂,嵌布粒度细,并且多以与脉石贫连生的形式产出,因此该尾矿中铂钯的回收难度比较大。     

吉家洼金矿氰化尾矿浮选回收金工艺的实践

针对吉家洼金矿氰化尾矿品位偏高,对氰化尾矿采用浮选回收金工艺获得金精矿品位39.60 g/t,回收率41.00%较高的技术经济指标.对金矿尾矿再回收有较好的指导意义.     

江西某金矿尾矿再选试验研究

江西某金矿浮选尾矿属于低品位难处理含金硫化矿，由于尾矿长期堆存，部分硫化矿石表面氧化程度高，为确定该尾矿资源开发再利用工艺，进行了选矿试验。工艺矿物学研究结果表明，矿石中Au品位为0.70 g/t，为主要的回收元素，主要以单体金和硫化物包裹金的形式存在，其次以氧化物包裹金的形式存在；根据该矿石性质特点，采用以多硫化钠为硫化剂的浮选工艺流程处理该矿石。粗选条件试验表明，粗选多硫化钠最佳用量为80 g/t，粗选的最佳矿浆pH值为8；在条件试验的基础上进行硫酸铜、丁铵黑药、丁基黄药和多硫化钠用量正交试验，并对试验结果进行验证试验，最终确定优水平组合为硫酸铜50 g/t、丁基黄药150 g/t、丁铵黑药50 g/t，多硫化钠80 g/t；在矿石粗选磨矿细度为-0.074 mm占90%、矿浆pH为8、煤油用量100 g/t、多硫化钠用量80 g/t、丁基黄药+丁铵黑药用量(150+50) g/t，硫酸铜用量50 g/t，水玻璃用量200 g/t，2#油用量40 g/t的条件下，经“1粗2精2扫”的闭路试验，可获得Au品位13.25 g/t、Au回收率57.16%的浮选金精矿，相较于未添加多硫化钠的浮选流程，精矿指标良好，研究结果为该矿山和类似矿山的尾矿资源回收利用提供一定的参考。     

某金矿尾矿浮选回收金工艺研究

某金矿尾矿含金0.68 g/t,含银4.50 g/t,具有较高的综合利用价值,为进一步回收有用元素,对某金矿尾矿进行了工艺矿物学和选别工艺流程研究。原矿物相分析结果表明,金以自然金和包裹金的形式存在,其中自然金占56.50%。浮选试验结果表明：在-0.074 mm 80%的条件下,采用1粗1扫3精的浮选工艺流程,可获得金品位27.68 g/t、银品位107.311 g/t、金回收率72.18%、银回收率42.77%的金精矿,综合回收效果较好。     

青海五龙沟金矿中金的赋存状态研究

青海五龙沟金矿石贵金属矿物以自然金为主,金品位为2.43 g/t,伴生低品位银,属于微细粒—超微细粒浸染型含碳、砷的极难选冶金矿石。为给该矿石的开发利用提供依据,采用X荧光分析法、化学分析、矿相显微镜、X射线衍射分析及MLA矿物自动定量系统等手段对矿石的化学成分、结构构造、矿物组成及金的赋存状态进行研究。结果表明:(1)矿石有价元素为金、银,有害杂质砷、碳含量较高,含金矿物主要有自然金及方锑金矿、黑铋金矿、碲金银矿等;(2)金粒大多数呈显微、超显微分散状态包含于毒砂及斜方砷铁矿中,其次包含于绢云母、绿泥石和石英等脉石矿物中,少数与黄铁矿和磁黄铁矿连生或包裹,显微镜中可见金不多,粒度大多小于1μm;(3)金嵌布粒度以微细粒为主,98.45%金粒粒度小于0.04 mm;黄铁矿、毒砂和磁黄铁矿的嵌布粒度以中细粒为主,均处于浮选的适宜范围;(4)金的选矿回收与硫砷化物的回收密切相关,尤其是要重视毒砂的回收。研究结果可以为该金矿石的合理开发利用提供技术依据。     

鑫汇金矿尾矿库尾砂开采工艺

为解决鑫汇金矿矿山充填尾砂不足和减轻尾砂对环境的污染,研究将原堆放于露天坑的尾砂采出充填井下采场的工艺。针对矿山的实际情况,采用层次分析法建立模型,分析对比泵采、电耙耙运和自溜下放三种水采技术方案,最后选用泵采方案进行试验。初步试验结果表明,该工艺具有简单、实用、可靠的优点,可供同类矿山参考。     

大尹格庄金矿尾砂胶结充填试验研究

通过室内试验研究了大尹格庄金矿尾砂的物理化学性质以及胶结性能,并在此基础上进行了胶结充填系统运行的工业试验,分析了胶结充填料浆制备的自动化调控原理,以及采场料浆的自由沉降和脱水形成充填体的过程,为国内同类矿山的生产提供借鉴。     

陕西某金矿氰化尾渣的浮选活化试验

陕西某金矿选厂外购金矿氰化尾渣回收金,尾渣金品位2.21 g/t,载金矿物黄铁矿部分氧化,浮选提金难度较大。为确定合适的活化剂,进行硫酸铵和硫酸铜浮选活化试验。结果表明,该尾渣磨矿至-0.044 mm 92%进行 3粗1扫-粗精矿合并精选提金,使用硫酸铵作活化剂可获得金品位33.80 g/t、回收率39.79%的精矿。相比硫酸铜,精矿金品位和回收率分别提高了6.9 g/t、1.07个百分点,且尾矿硫含量更低。因此可以使用硫酸铵代替硫酸铜作为该金矿氰化尾渣浮选的活化剂,且经济效益显著,可供类似尾渣浮选回收金参考。     

分散态磁化焙烧-磁选回收某金尾矿中的铁

采用分散态磁化焙烧-磁选方法对某金尾矿中含量为27.26%的铁进行回收试验,着重考察了焙烧时间、磁场强度、分散剂（六偏磷酸钠）用量、絮凝剂（油酸+煤油）用量对精矿铁品位和回收率的影响。试验结果表明：将原料于850 ℃和CO所占气体体积分数为2%的气氛中分散态磁化焙烧5 min,对得到的焙烧矿在磁场强度为111.44 kA/m、分散剂和絮凝剂掺量分别为2.50和5.64 kg/t的条件下进行1次弱磁选,可以获得品位为57.15%、回收率为81.43%的铁精矿。     

贵州某金矿尾矿综合利用研究

为给贵州某金矿综合利用其尾矿资源提供初步的技术基础,进行了试验研究,试验采用浮选的方法先将金富集在金精矿中,然后对这种金精矿采用焙烧-氰化浸出的方法进行处理。试验取得了较好的效果:金精矿品位达到43.4g/t,回收率达到90.56%,尾矿品位为0.21 g/t;焙烧后金精矿的浸出率可达80.94%。因此,在该金矿进行尾矿的综合利用是完全可行的。     

三山岛金矿全尾砂静态絮凝沉降试验研究

开展尾矿充填工作不仅是解决尾矿库环境污染问题和消除尾矿库安全隐患的治本之策,也有利于提高资源综合利用率,减少土地占用。膏体充填技术是尾矿充填发展的重要方向,其核心之一是如何获得符合条件的全尾砂膏体。因此研究全尾砂絮凝沉降工艺以获得高浓度底流以及较低溢流浊度非常重要。通过正交试验和耦合试验方法,分别得到了矿浆絮凝沉降速度和澄清层浊度的影响因素排序。并得到了最优絮凝工艺参数为:矿浆浓度20%,絮凝剂用量20g/t,阴离子聚丙烯酰胺,温度常温、矿浆pH=6.0。最优条件下自然絮凝沉降矿浆极限平均浓度为60%,增加扰动、破碎絮凝体,絮凝体二次沉降,矿浆极限平均浓度能达到66%。研究结果可为三山岛金矿尾矿处理提供科学的指导依据。