江西某低品位银锑钨矿的浮选工艺

江西某含银锑钨矿矿体(AgⅠ/AgⅡ号矿体)资源量总计为含钨和银38.0430万t,含锑4.1276万t。研究钨矿伴生银、锑的赋存状态和工艺矿物学特征,进行粗选和精选条件试验。原矿中WO3品位0.87%,银品位17.24 g/t,锑品位0.052%,闭路全浮选流程可获得最终钨精矿WO3品位71.78%,回收率90.19%,硫精矿产率1.87%,银品位720.90 g/t,锑品位1.52%,对原矿银回收率78.20%,锑回收率54.66%,可在冶炼过程中回收部分有用元素。     

某复杂低品位铅锌银矿可选性试验研究*

以四川某含低品位铅锌银的难选铅锌矿石为研究对象,进行了工艺流程和工艺技术条件研究。在探索实验中得出碳酸钠作调整剂比氧化钙作调整剂所得到的硫化铅粗选精矿铅的品位较高,复合抑制剂硫酸锌+亚硫酸钠对锌的抑制效果较好,而随捕收剂剂量的增大硫化铅粗选精矿中铅、锌和银的品位及回收率均有所增加。由于原矿中铅银的品位太低,对所选的铅锌矿采用铅锌银混选是合理的。在-0.074mm含量87.5%的磨矿细度下,含Pb为0.35%、Zn为5.88%、Ag为11.7μg/g的低品位铅锌银矿通过\"一粗二精\"开路浮选后,精矿锌品位达到46.12%、银品位达到60.7μg/g、铅品位仅为1.84%,精矿锌回收率为83.46%、银回收率为61.43%、铅回收率为59.09%。     

甘肃某低品位铅锌银矿浮选试验研究

甘肃某极低品位氧化铅锌银矿,铅品位0.96%、铅氧化率37.50%,锌品位0.76%、锌氧化率32.88%,银品位207.66g/t,银主要以银锑黝铜矿的形式存在并与方铅矿共生。根据该矿的性质,优先浮选产出铅精矿,混合浮选产出铅锌精矿,并将银富集到铅精矿和铅锌精矿中。采用新型捕收剂GH,通过闭路选铅,获得了铅品位55.71%、铅回收率20.73%,银品位7 476.81g/t、银回收率14.39%的铅精矿;在闭路混选中,获得了铅品位17.61%、铅回收率37.47%,锌品位23.64%、锌回收率65.67%,银品位5 593.42g/t、银回收率59.49%的铅锌精矿。富集伴生银矿物的同时,实现了对低品位矿物的高效回收。     

西北某低品位汞锑尾矿选矿试验研究

西北某汞锑矿尾矿库中堆存有大量的低品位汞锑尾矿,针对该尾矿中汞锑矿物嵌布粒度微细,且共生关系密切,汞锑品位低于综合回收边界品位,矿石性质复杂等特点,采用汞锑混浮—再磨脱药—汞锑分离的浮选工艺流程,研发应用新型锑矿混合浮选捕收剂A83,强化了低品位复杂汞锑资源的高效综合回收,应用混合精矿再磨脱药工艺,实现了低用量重铬酸钾条件下汞锑矿物的高效分离。在原矿(汞锑尾矿库尾矿)汞品位0.084%、锑品位0.21%的条件下,小型闭路浮选试验获得汞精矿中汞品位46.89%、汞回收率50.243%,锑中矿中锑品位15.01%、锑回收率47.17%的较好指标。     

提高某含锑金矿锑浸出率的实验研究与实践

为了提高含锑金矿中锑的浸出率、减少脱锑矿中锑含量对两段焙烧的影响,对锑浮选尾矿进行了碱性硫化钠浸出锑的研究。结果表明,在液固比3∶1、氢氧化钠用量60 g/L、硫化钠浓度160 g/L、反应温度72℃、浸出时间15 min条件下,锑浸出率达95.34%。在此基础上,对浸锑上料方式、压滤洗涤设备、电积含锑贵液和添加剂进液方式进行了工艺改造,锑浸出率、阴极锑纯度及产量得到明显提升,获得了较好的经济效益。     

半坡锑矿石选别流程的研究

半坡锑矿属于大型矿床,94％是硫化矿,品位高,易选,多年来采用手选—浮选流程。通过试验研究,重选代替手选,可提高选矿效率。     

某低品位贫硫化物石英脉型金矿选矿试验研究

在对某低品位贫硫化物石英脉型金矿矿石性质研究的基础上,通过方案对比及条件优化试验,采用尼尔森重选—浮选联合选别工艺,可获得金综合回收率91.40%,实现了金矿物的高效回收。试验所推荐的工艺流程及药剂制度简单,指标稳定可靠,试验成果已作为选矿厂技改依据。     

某低品位复杂难选铅锌矿的选别工艺研究

某铅锌矿的铅、锌品位仅为1.42%和1.83%,有价矿物的嵌布关系复杂,磁黄铁矿含量较高,高效分选的难度较大.试验研究发现,针对该矿,采用铅、锌依次优先浮选—铅、锌粗精矿再磨精选的工艺可获得较好的浮选指标.试验结果表明:当铅浮选时用石灰+硫酸锌组合抑制黄铁矿和铁闪锌矿、乙硫氮和2~#油作铅捕收剂和起泡剂,选锌采用硫酸铜作闪锌矿活化剂、丁黄药和2~#油分别作锌捕收剂和起泡剂,铅、锌粗精矿分别再磨,可有效提升精选指标;最终,闭路试验所得铅精矿铅品位为45.28%、含锌2.36%,铅回收率为74.46%;锌精矿锌品位为48.01%、含铅1.02%,锌回收率为84.62%.     

内蒙古某细粒低品位磁铁矿选别工艺研究

根据内蒙古某细粒低品位磁铁矿的矿石性质,以降低生产成本为出发点,采用阶段磨矿、阶段磁选工艺,可获得高品位铁精矿,在原矿全铁含量为14.03%、磁性铁含量为9.14%的条件下,最终可获得铁精粉产率12.73%,铁精粉全铁品位67.81%,磁性铁品位66.58%,全铁回收率61.52%,磁性铁回收率92.69%的选别指标.     

西藏某低品位含金复杂难选铜矿选矿工艺研究

西藏某低品位硫化铜矿原矿含铜0.44%,铜氧化率为8.30%,伴生金品位0.12 g/t。含铜矿物主要为黄铜矿,还有少量的辉铜矿、铜蓝及微量氧化铜矿物;脉石矿物主要为石英、绢云母、绿泥石等。硫化铜矿物嵌布粒度微细,与脉石矿物共生关系紧密,解离困难,且易泥化脉石矿物含量多,是影响铜精矿品质的主要原因。针对矿石特点,推荐采用“铜硫混浮—混合精矿再磨—铜硫分离”工艺替代原优先浮选工艺,结果表明,闭路试验可获得铜品位19.82%、回收率87.00%,含金4.46 g/t、回收率73.80%的铜精矿。与原工艺相比,铜及伴生金回收率均明显提高。     

贵州某高砷锑矿石选矿试验

贵州某高砷锑矿石锑含量为0.61%、砷含量为1.02%,锑主要以辉锑矿形式存在,砷主要以毒砂形式存在。为给该矿石中锑、砷回收提供技术依据,对其进行了选矿试验。抑锑浮砷、锑砷混合浮选再分离、浮锑抑砷原则流程对比试验结果表明,浮锑抑砷工艺流程指标较好。在磨矿细度为-0.074 mm占92.78%条件下,采用浮锑抑砷工艺流程选锑,以水玻璃为抑制剂、硝酸铅为活化剂、丁铵黑药+乙硫氮为捕收剂、2号油为起泡剂,经1粗1精优先选锑,获得了锑品位为57.49%、回收率为79.52%的锑精矿,砷含量为0.54%,选锑尾矿经1粗2精2扫浮选流程选砷,获得的砷精矿砷品位为10.17%、金品位为29.16 g/t、砷回收率为82.79%、金回收率为80.98%,砷精矿中锑品位为1.04%,实现了砷锑的高效分离回收。     

原子荧光光谱法直接测定金属锑中微量铋

加入硼氢化物产生氢化物之前,使锑以Ｓｂ（Ｖ）、铋以Ｂｉ（Ⅲ）状态存在,当加入硼氢化钾后仅产生铋的氢化物,从而实现原子荧光光谱法直接测定金属锑中微量铋;基体锑可导致铋的原子荧光强度显著下降,必须采取基体匹配法工作·方法简便,适于锑中０．０００２％～０．００５％铋的测定。     

氯氧锑渣的处理

本研究了铅阳极泥湿法处理产出的氯氧锑渣采用还原熔炼和电解精炼的综合利用工艺。用石灰部分取代苏打进行还原熔炼,９０％Ｓｂ进入粗锑,粗锑在Ｈ２ＳＯ４－ＨＦ－ＳｂＦ３水溶液中电解,获得Ｓｂ＋Ａｓ大于９９％的阴极锑,达到制蓄电池正极板栅用锑的要求,锑渣中的金银在阳极泥中得到富集。     

极谱催化波测定金属锑中痕量硒

本文较详细的研究了SeSO_3~=-IO_4~--K_2CO_3体系的条件。此体系的空白值比SeSO_3~=-IO_4~--NH_4Cl体系低100倍,检测下限为5×10~(-5)微克/毫升;E_p=-0.85V(VS.S.C.E.)。利用金属锑能被硝酸浸蚀而变成Sb_2O_4的特性,在溶样过程中使硒与基体锑分离。锑的分离效果为98.7%以上,硒的回收率为95—104%。     

贵州省磷矿及伴生矿种开发利用面临的问题与对策建议

贵州省磷矿查明资源储量42.51亿t,与磷矿伴生的碘资源8.07万t,伴生稀土矿85.89万t,伴生氟资源约4 179万t,磷矿及其伴生矿产资源储量丰富。磷矿年产1 700万t左右,工业总产值53亿元,占全省约10%,伴生碘与伴生氟资源已实现综合利用。在深入研究磷矿及其伴生矿开发利用现状的基础上,认为贵州省磷矿及其伴生矿产在开发利用过程中存在伴生氟矿资源管理欠缺、伴生稀土矿的工业化生产技术未攻破、矿业开采与古生物遗迹保护相冲突、矿业开发与生态保护相矛盾、综合利用相关法律法规不健全等五方面的问题。提出建立伴生氟工业指标,将氟资源纳入统计管理;加强“产、学、研”相结合,推动伴生稀土矿的工业化生产技术研究;牢固树立生态文明建设观念,加强矿业开发与文化建设的结合;坚持守好发展与生态两条底线,切实解决好矿业开发产生的生态问题;建立健全综合利用的相关法律法规,促进矿业综合利用法制化五个方面的建议。     

Current processing technology for antimony-bearing ores a review, part 2

On the basis of knowledge of the beneficiation properties of antimony minerals reported in the previous part of this article, this second half reviews the state of technology for separation of those minerals and summarizes experience from processing plants.The high density of antimony minerals and their tendency to grind to slime (hardness of 2.5 on Mohs' scale) make gravity separation in the mill circuit an interesting possibility for the first step in the process. Gravity concentration is already found in some process layouts, but there are undoubtedly more applications where modern gravity separation equipment could be used.Marketing considerations make separation of arsenopyrite an important part of the process in some cases. Special cleaning processes have been developed for the purpose, but more attention needs to be paid to selectivity in the primary Sb flotation. Because of the rise in gold prices, some antimony ores should really be viewed as gold ores with antimony as a by-product. In this context, cyanide leaching is an obvious step in addition to gravity separation, and the most logical procedure here would be first to separate the antimony at natural pH and then to leach out the gold with cyanide.The design of flotation circuits for beneficiation of stibnite is usually very straightforward: rougher, scavenger and two-stage cleaner flotation are usually enough to produce concentrates grading better than 60% Sb. Recycling circulating returns to the middle of the rougher flotation circuit offers an attractive way of obtaining high-grade concentrates while achieving high capacities.The choice of methods for depressing antimony minerals in complex sulphide ores depends on what kind of mineral is the predominant impurity. It ought to be possible to depress ferrous antimony minerals effectively in pyrite-selective environments.     

提高篦子沟铜矿伴生金回收率的探讨

介绍了蓖子沟铜矿伴生金的回收现状．依据金的赋存状态分析了伴生金的回收率,探讨提高金回收率的措施和途径。     

萤石矿降硅浮选工艺研究

研究了某萤石矿生产优质低硅萤石精矿的浮选药剂和工艺流程。 通过采用一次粗选、一次扫选、五次精选、弱酸性介质的浮选工艺,获得含CaF299.08%、SiO20.62%、回收率为86．55％的低硅萤石精矿。     

从高碳银精矿中提取金银的工艺研究

系统地研究了从高碳银精矿中提取银和金的3种方法,即①强氧化法;②氰化—强氧化法;③酸性FeCl_3浸银—氯化浸金法。针对高碳银精矿的特点,探索了碳质对金银浸出过程的有害影响以及消除碳质影响的有效方法。这3种方法中,银浸出率达94％～99％,金浸出率88％～95％,浸出剂可再生利用。     

某金矿在焙烧—氰化浸出时银的物理化学行为

应用电子探针及扫描电镜 ,对某金矿氰化浸渣中的银球粒进行了成分和形貌研究 ,在此基础上探讨了银球粒的形成机理 ,解释了该类型矿石中的银在焙烧—氰化浸出时大部分不被浸出而进入氰化浸渣的原因