有机质精矿中铀的浸出性能研究

有机质精矿中的铀浸出性能明显低于尾矿。有机质精矿酸浸时要求较高的酸度、较高的温度和较多的氧化剂;碱浸时一般也要求较高的温度和碱浓度。为了改善铀的浸出性能采用氧化焙烧预处理,只适用于那些演化阶段较低的有机质,对演化阶段高的有机质不但无益,甚至有害。演化低的有机质不适于用加压碱法浸出,其铀浸出率随浸出温度升高而降低。研究表明,浓酸熟化法是处理有机质精矿的有效方法。     

某沉积型铀-高碳酸盐-金属硫化物矿石的选矿

某沉积型铀-高碳酸盐-金属硫化物矿石,用浮选法选出含硫39.1％(回收率为80.98％)的硫精矿和二氧化碳含量为35.84％(回收率为89.37％)的碳酸盐尾矿。以硫酸分别浸出含铀硫精矿和混合铀精矿,铀总浸出率为90.73％     

中亚某难选含氧化铜金矿选冶试验研究

介绍了采用“浮选-浮选精矿销售-浮选尾矿直接炭浆法氰化浸出”工艺方案综合回收中亚某矿山过渡带难选含铜金矿中的金和铜。该矿原矿石含金3.52g/t、银11.20g/t、铜0.54%、砷0.40%、硫1.54%,其中氧化物铜含量为0.22%,占总铜含量的40.74%,金、铜嵌布粒度微细,嵌布关系复杂,属于复杂难选含氧化铜金矿。针对该矿特点,通过引进氧化铜类捕收药剂体系,增加精选级数,按照便于现场技改的硫化物铜、氧化物铜混合浮选工艺进行金铜浮选回收,对浮选尾矿进行直接炭浆法氰化浸出回收金。最终可获得浮选精矿产率3.92%,含金48.50g/t,含铜8.45%的可销售精矿,浮选尾矿含铜0.21%,可氰化铜含量0.12%,浮选尾矿直接炭浸所需氰化钠用量为3.1kg/t,金浸出率74.71%,浮选+浸出金综合回收率88.26%,铜回收率62.16%。与现场原工艺“浮选-浮选精矿销售-浮选尾矿氨氰法抑铜浸金-氨氰尾浆炭浸”相比,浮选精矿产率接近,精矿金铜品位更优,金综合回收率提高了6.02%,铜回收率提高了9.24%。试验成果已作为现场技改依据。     

某含砷难处理金矿石选冶工艺研究

对某含砷难处理金矿石采用浮选—浮选精矿加压碱法预氧化—氰化提金工艺流程,金总回收率为８１．２％。其中浮选回收率为８９．７５％,氰化浸出率为９０．５％。浮选精矿加压碱法预氧化的ＮａＯＨ耗量为２８０～３００ｋｇ／ｔ精矿     

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。     

一种铀钍稀土矿石的加压酸浸

本文叙述了用加压酸浸法从含绿层硅铈钛矿矿石的磁选精矿中浸出铀、钍和稀土的小型和扩大试验结果。在最佳工艺条件下,铀、钍和稀土的浸出率分别为82.9％、86.0％和88.3％,硫酸耗量(按精矿计)降低到180kg/t。为处理这种特殊类型的矿石找到了一条有效的途径。     

西藏某高结合率氧化铜矿选冶联合回收实验研究

西藏某高结合率氧化铜矿含铜1.23％,根据其矿石性质,采用浮选酸浸联合工艺回收铜资源.硫化-黄药浮选法回收较易选的氧硫铜矿物,浮选尾矿通过加温酸浸回收其铜资源.实验结果表明,经过一粗一扫二精的浮选闭路流程可获得铜品位为27.33％,回收率为34.88％的铜精矿.浮选尾矿中铜品位为0.81％,对浮选尾矿进行加温酸浸,浸出实验结果表明,在温度为80℃,液固比为3∶1,酸矿比为100kg/t,浸出时间4h,铜浸出率达82.26％.总体实现了该氧化铜矿资源的有效回收.     

某火山岩型铀矿石二段逆流搅拌浸出试验研究

某火山岩型铀矿石组成复杂,Ca、Mg、Al的总质量分数为15.48%,主要耗酸物质为绿泥石、方解石和磷灰石。常规搅拌浸出试验表明,该铀矿石酸法浸出的尾渣铀质量分数可降低至0.013%,酸用量高达25%,浸出液余酸质量浓度为82.5g/L,铀浸出率89%。而加压碱浸时的铀浸出率只有72%。根据试验铀矿石需要用高余酸分解磷灰石的浸出特征,开展了二段逆流搅拌浸出的试验研究,与常规一段浸出相比较,可以节省酸用量26%。     

某含磷铀矿石难浸原因探讨

某铀矿床为中低温热液铀矿床,主要矿物有石英、长石、绿泥石、方解石、磷灰石等。铀矿物以沥青铀矿为主。由于绿泥石、方解石、磷灰石等高耗酸组分的存在,酸法浸出时,硫酸消耗与矿石质量比高达30%,而且需要2.5%的氧化剂MnO2,生产成本高。加压碱浸,温度135℃,0.8 MPa,铀浸出率仅74.2%。由于矿石中总铀质量的41.8%存在于磷灰石中,其中至少39%的铀与磷灰石紧密共生,或者以类质同象存在于磷灰石晶格中,而碳酸盐又不能与磷灰石发生作用,所以碱浸时铀浸出率低。     

某难浸金矿堆浸尾矿的利用

介绍了西北某难浸金矿堆浸尾矿利用的试验结果,先采用浮选工艺,获得产率４．０９％ 、金品位６４．７２ｇ／ｔ、回收率７０．７７％ 的浮选精矿;浮选精矿经焙烧后氰化浸出,金浸出率达９５．７３％ ;浮选尾矿直接氰化浸出,金的浸出率可再增加１４．１０％ ,从而获得金总收率８１．８５％ 的优异指标。初步技术经济分析结果表明,采用本文介绍的方法利用该类尾矿资源,经济效益较好。     

安徽某矿山选铜尾矿浸出回收钪

针对安徽某矿山含钪选铜尾矿,进行直接酸浸和选矿预富集再酸浸提钪两种方案的对比研究。结果表明,两种方案均能实现铜尾矿中钪的酸浸回收,且浸出条件相当。在浓硫酸加入量60%,萤石加入量10%,温度90℃,液固比3.0~4.0∶1,浸出时间8 h的最佳条件下,尾矿直接酸浸和选矿预富集钪精矿再酸浸钪浸出率均超过90%。尾矿直接酸浸钪总回收率较高,选矿预富钪精矿再酸浸成本较低。     

从铀铍浮选尾矿中回收铀的工艺研究

为了回收铀铍浮选尾矿中的铀,同时降低铀产品中铍的含量,采用工艺矿物学方法分析了某铀铍浮选尾矿中铀、铍的赋存状态,采用硫酸浸出工艺浸出尾矿中的铀,考察了酸浓度、浸出时间、浸出温度以及液固体积质量比对铀、铍浸出率的影响,并采用阴离子交换树脂探索了从浸出液中回收铀的可行性。研究表明,铀铍浮选尾矿中的铀较易被硫酸浸出,铍不易被浸出,采用离子交换法能够回收铀并实现铀铍分离。     

紫金山选铜尾矿综合利用明矾石工艺研究

以紫金山选铜尾矿浮选的明矾石精矿为原料,研究了酸浸法提取明矾石中K、Al元素以及明矾深加工生产硫酸钾和氧化铝的工艺条件.试验结果表明,明矾石精矿在600℃下焙烧2.5h,其脱水率接近100％；酸浸温度90℃、液固比为6、硫酸用量为理论值的1.4倍时,精矿中K、A1的浸出率分别达到95.85％、90.61％；结晶明矾经过...     

含铀黄铁矿精矿的酸浸性能

有关含铀黄铁矿的酸浸性能的研究比较少见。对于矿物组成复杂的铀矿石的选冶工艺和含铀的黄铁矿型铀矿石的浸出工艺都涉及含铀黄铁矿的酸浸性能。 1.矿石矿物特性 试验用含铀黄铁矿精矿分别从三种沉积岩型铀矿石样品中浮选得到。矿石粒度均为—100目(100％通过)。Ⅰ号矿样的矿床属沉积岩型砂岩矿床。金属矿物有黄铁矿、闪锌矿。铀主要以沥青铀矿存在,其次有铀黑,铜铀云母等次生矿物。沥青铀矿呈显微状,往往存在于黄铁矿附近。Ⅱ号矿样的矿床属沉积岩型石墨化炭质板岩矿床。金属矿物主要是黄铁矿。     

Q铀矿床四种基本岩性矿样的浸出研究

Q铀矿床是一种沉积型铀矿床。矿石在液固比1:1、温度60℃、时间3h、粒度-33目、NaClO_3用量0.3％、浸出剂为硫酸的浸出条件下,所得实验结果表明:含有机质凝灰质砾岩、凝灰质含砾砂岩、泥质粉砂岩在硫酸用量分别为12％、12％、8％时,其铀的浸出率均接近90％;而凝灰岩在相同用酸量(12％)时其浸出率仅为62％。对前三种岩性矿样用提高浸出液剩余酸浓度能降低渣的含铀品位,而对凝灰岩的作用不大。实验证实各种岩性的矿样耗酸矿物主要为方解石、白云石等。凝灰岩中含耗酸矿物较少。     

高酸耗包裹型难处理铀矿浸出方法研究

某铀矿矿物组成主要为硅酸盐和石英,同时含有较高含量的碳酸盐矿物,一部分铀以石英和长石的包裹体形式存在。针对此铀矿开展了不同浸出工艺方法的研究,包括碱法条件试验、两段碱法浸出试验、加压碱浸试验、酸法条件试验、拌酸熟化浸出,并对矿石和浸出渣进行矿物学分析。结果表明,该类铀矿只能选用酸法搅拌浸出,铀浸出渣中w(U)为0.013%,浸出率在96%以上。     

含硫-碳酸盐铀矿石中铀、黄铁矿综合浸出试验研究

为提升某含硫-碳酸盐铀矿石中铀的浸出率,同时控制黄铁矿的氧化浸出,分别采用加压及常压碱浸工艺对该铀矿石进行浸出,考察粒度、温度、碳酸钠用量、空气分压对黄铁矿和铀浸出率的影响.结果表明,当浸出温度、碱用量、氧气分压和粒度分别为150℃、16％、0.7 M Pa和-74μm时,黄铁矿和铀浸出率分别为23.63％ 和81.6...     

墨西哥某铜矿浮选-浸出-萃取-电积回收铜工艺研究

墨西哥某矿为氧化铜矿物为主的混合矿,脉石主要为石英,矿石中还含有比较好浮的硫化铜矿物（黄铜矿）,其酸浸效率不如氧化铜矿物,而且酸浸可能产生有害气体硫化氢。重点研究了浮选-浸出工艺,结果表明,采用硫化钠活化和丁黄药浮选,能获得铜品位为19.10%、铜回收率为35.02%的铜精矿;浮选尾矿直接用于后续浸出试验,H₂SO₄浓度为1 mol/L,液固比为3,室温（15 ℃）下搅拌浸出1 h,铜浸出率83.33%。以原矿为计算基准,铜浸出率为54.16%,若浮选精矿加浸出铜的总回收率则达到89.18%。     

某辉钼矿尾矿提取石英的实验研究

针对黑龙江某辉钼矿尾矿进行了矿物分析,结果显示该尾矿中石英的含量为70.63%,铁矿物含量为1.56%。为了提取其中的铁和石英,提高资源利用率,采取"尾矿磁选-酸浸-碱法浮选"的实验流程,在磁场强度为160 k A/m时取得了铁精矿品位21.12%,回收率85.83%;采用硫酸浓度为60%、固液比为4、温度为20℃、反应时间为120 min的酸浸实验得到了SiO_2含量为91.48%的酸浸精矿;通过碱法浮选最终获得了SiO_2含量为98.14%,氧化铝含量为0.52%的石英精矿。     

某选铜尾矿的浸钪试验研究

针对某含钪选铜尾矿,进行了直接酸浸和选矿预富集再酸浸提钪两种方案的对比研究 。结果表明,两种方案均能实现铜尾矿中钪的酸浸回收,且浸出条件相当。在浓硫酸加入量60%,萤石加入量10%,温度90℃,液固比3.0~4.0:1,浸出时间8h的最佳条件下,尾矿直接酸浸的钪浸出率达90.36%,选矿预富集获得钪精矿再酸浸的钪浸出率达到91.23%。经济计算表明,后者每生产1kg氧化钪的成本要低于前者0.22万元。