高镍锍磨选镍精矿的性质与微细粒一次合金的回收研究

随着某高镍锍中一次合金的粒度逐渐变细,大量的微细粒一次合金基本解离后进入了分级溢流,并在浮选分离铜镍过程中富集于二次镍精矿,导致原从二段分级返砂中弱磁选回收一次合金的工艺越来越不适应新的情况。要实现高镍锍中一次合金的充分回收,就必须对二次镍精矿中的细粒一次合金进行回收。在对二次镍精矿性质分析的基础上进行了弱磁选工艺条件研究。结果表明:(1)该二次镍精矿中的主要元素为Ni,其他有价元素为Cu、Co、Pt、Pd、Au等,主要矿物为硫镍矿、斑铜矿、铜铁镍合金;Pt、Pd、Au等贵金属绝大部分富集在铜铁镍合金中;各主要矿物的粒度均较细,硫镍矿的单体解离度最高,斑铜矿次之,铜铁镍合金的单体解离度为35.23%,54.26%与硫镍矿连生;(2)采用JCTN型永磁筒式磁选机,在不磨矿、磁场强度为320 k A/m、漂洗水量5 m3/h、漂洗水道数为6道、磁滚筒筒表转速为1 m/s情况下进行1次弱磁选,可获得S含量为14.76%,Pt、Pd、Au回收率分别为85.21%、75.74%、76.05%的一次合金;(3)对二次镍精矿中微细粒一次合金进行回收,也是对嵌布其中的贵金属的回收,可为企业创造显著的经济效益。     

某细—微细粒嵌布的硫化铜矿石浮选试验

某硫化铜矿石中的金属矿物主要为斑铜矿、黄铜矿及辉铜矿,黄铁矿和硫铜钴矿微量,脉石矿物主要为石英。矿石中铜矿物嵌布粒度极不均匀,少部分铜矿物嵌布粒度较粗,主要为细—微细粒嵌布的铜矿物,细者甚至小于10μm。为确定该矿石的高效选矿工艺进行了选矿试验。结果表明:铜品位为3.85%的矿石在磨矿细度为-53μm占80%的情况下,采用2粗2精3扫流程进行粗粒开路浮选,粗粒浮选中矿集中再磨至-10μm占80%的情况下,采用1粗1精流程进行细粒开路浮选,可获得铜品位为41.86%、回收率为59.01%的粗粒精矿,铜品位为33.27%、回收率为26.43%的细粒精矿,总精矿品位为38.76%、回收率为85.45%。采用粗细分级分选开路浮选流程回收矿石中的硫化铜,既解决了含铜粗粒连生体在流程中的循环,又发挥了粗细分选优势,还避免了微细粒中矿返回对流程的影响,是粒度极不均匀嵌布的硫化铜矿物的高效回收工艺。高品位微细粒中矿中的铜将采用生物氧化浸出工艺回收有利于提高总铜回收率。     

某铜矿石中综合回收铁的工艺矿物学研究

某铜矿石中含铁达24.41%,主要铁矿物为磁铁矿,占矿物总量的29.6%,综合回收矿石中的铁,在不增加多少成本的情况下,不仅可以较大幅度地提高矿山企业的经济效益,且有益于环境保护和自然资源的充分利用.通过对矿石工艺矿物学研究,从矿石的矿物成分、矿物的嵌布特征、粒度特征探讨矿石中铜、铁、硫综合回收的合理流程方案,确定矿石中铜、铁、硫的理想回收率,为合理回收矿石中有价组分提供工艺矿物学依据,并为矿石的选矿试验确定努力方向、目标.     

浮-重联合流程处理铜硫矿泥的试验研究及应用

江西某铜矿矿泥含量大,且矿泥中铜硫品位高,为回收其中的铜硫资源,矿泥经预先分级后,沉砂进行铜浮选,溢流给入铜扫选一作业中,浮铜尾矿重选回收硫的"浮-重"联合工艺对铜硫进行综合回收。铜浮选系统以"Y-10+丁黄+丁铵"组合作为铜的捕收剂,闭路试验获得铜精矿铜品位20.12%,铜回收率61.74%的选别指标。硫回收系统采用"螺旋溜槽-摇床"联合工艺,获得硫精矿硫品位为36.15%,回收率为42.95%的选别指标。     

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。     

云南某氧化铜矿石工艺矿物学研究

为了更好地开展云南某氧化铜矿石选矿试验,对有代表性矿石进行了工艺矿物学研究。结果表明：①矿石铜品位为0.75%,氧化率高达92.00%,伴生银含量为23.20 g/t,主要铜矿物为孔雀石（蓝铜矿）、含铜褐铁矿和假孔雀石,主要脉石矿物为石英和白云母。②矿石原岩由石英岩质角砾岩、岩屑角砾岩、岩屑石英砂岩等组成,主要为浸染状构造和脉状构造,主要结构为填隙结构、交代结构、包含结构、角砾状结构、变余砂状结构、细粒粒状变晶结构。③主要铜矿物孔雀石（蓝铜矿）、含铜褐铁矿和假孔雀石的嵌布粒度分别为1.2~212 μm（主要为9.6~106 μm,分布率达69.39%）、1.75~150 μm（主要为4.8~38 μm,分布率达58.43%）、1.75~106 μm（主要为53~106 μm及9.6~19 μm,累计分布率达81.39%）。④石英、云母、高岭石等脉石矿物与铜矿物的共生关系密切,常与主要铜矿物混杂分布。根据矿石工艺矿物学研究结果,该铜矿石采用浮选工艺回收,预计难以获得理想的铜精矿指标,酸浸可能是相对合理的开发利用工艺。     

某低品位铜钼矿工艺矿物学及选矿工艺研究

青海某铜钼矿含钼0.084%,铜含量0.067%。工艺矿物学研究表明,原矿中钼主要以辉钼矿形式存在,铜以黄铜矿、辉铜矿及斑铜矿等形式赋存。针对矿石性质,结合探索实验,最终采用铜钼优先浮选工艺处理该矿石。在磨矿细度为-74μm 70%条件下,经一次粗选一次扫选两次空白精选得钼粗精矿,钼粗精矿再磨后经三次精选获得了钼品位50.21%、回收率85.21%的钼精矿;钼浮选尾矿用硫酸铜活化后经一次粗选一次扫选四次精选,获得了品位15.32%、回收率54.92%的铜精矿,实现了有价元素的综合回收。     

澳大利亚布朗斯炭质页岩铜镍钴矿工艺矿物学研究

为了确定澳大利亚布朗斯地区炭质页岩铜钴镍矿资源合适的选矿工艺,对该地区有代表性矿样开展了工艺矿物学研究。结果表明:1矿石为典型的沉积型炭质页岩多金属矿,矿物组成复杂,主要金属矿物为黄铜矿、斑铜矿、硫钴镍矿等,矿石中钴、镍等有价元素以类质同象的形式或呈机械夹杂物分布于硫镍钴矿、黄铁矿及脉石矿物中,脉石矿物主要为炭质、白云母、多水高岭石等。2矿石中各矿物间共生关系复杂,普遍存在着交代结构和相互浸染构造,致使部分可浮性较好的炭质矿物易浮选进入硫化矿精矿中,同时部分微细粒硫钴镍矿被黄铜矿包裹,浮选时易进入铜精矿中。3矿石中黄铜矿和黄铁矿属中细粒嵌布范畴,硫镍钴矿属细粒—微粒嵌布范畴。根据矿石工艺矿物学特征,建议采用阶段磨矿—阶段选别的工艺依次回收铜、钴、镍、硫,尾矿可作为钾化肥。     

云南某低品位含铁硫化铜矿综合回收选矿试验研究

云南某低品位含铁硫化铜矿含铜0.485%,铁10.84%,硫0.382%,氧化钙6.06%,二氧化硅49.46%,三氧化二铝12.50%,氧化镁2.58%,氧化钠4.07%等;铜以独立矿物的形式赋存于黄铜矿、斑铜矿、铜蓝及孔雀石中,以黄铜矿、斑铜矿为主;铁主要以独立矿物的形式赋存于磁铁矿中,其次以类质同象的形式赋存在石英、绿泥石、角闪石、斜长石、石榴石等矿物中;矿石结构复杂,有用矿物粒度粗细极为不均。依据矿石工艺矿物学研究结果,选矿试验研究表明,该含铁硫化铜矿采用"浮选-弱磁选"的选别工艺较为适宜,获得了铜精矿品位19.95%,回收率90.72%;铁精矿品位61.24%,回收率50.09%的扩大试验技术指标。为该低品位资源利用提供了较好的技术支撑。     

秘鲁某高硫选铁尾矿综合回收铜铁金银新工艺试验研究

秘鲁某选铁尾矿中铜品位0.83％,铁品位24.04％,同时伴生一定的金、银,具有较高的综合回收价值.由于该尾矿的脱硫泡沫中的硫被活化,受铜矿物中次生铜离子对硫的活化作用以及海水中各种离子对铜浮选的干扰,使得选铁尾矿的回收具有一定的难度.针对上述问题,在矿石工艺矿物学研究的基础上,通过工艺流程探索,采用优先选铜-粗精矿再...     

我国镍冶金的发展与工艺技术进步

我国的镍冶金生产近３０年来取得了巨大的发展，工艺技术的进步尤为突出。本文重点论述了我国镍冶金现有的电炉、闪速炉熔炼低冰镍－转炉吹炼高冰镍－铜镍磨浮分离－硫化镍阳极电解；高冰镍两段逆流硫酸选择性浸出－黑镍沉钴－电积；二次镍精矿制粒－沸腾焙烧生产氧化镍等工艺流程。同时，介绍了我国自行研究开发的高冰镍氯化精炼；焙烧－氨浸－氢还原；镍精矿微波脱硫－热等离子体熔炼高冰镍；大洋多金属结核常压氨浸和硫酸选择性浸出回收镍等有价金属的新工艺新技术。     

底吹熔炼渣工艺矿物学研究

为了回收铜渣中的有价金属,采用XRF、XRD、SEM、EDS和BPMA等分析手段对底吹熔炼铜渣进行了工艺矿物学研究,查明了熔炼渣的主要成分、主要矿物成分、铜物相赋存状态,并对渣中重要矿物相的嵌布特征、嵌布粒度和主要矿物解离度进行了深入研究.结果表明:①熔炼渣中主要有价金属为Cu、Fe、Pb、Zn等,杂质成分主要为SiO...     

刚果（金）某铜钴矿石工艺矿物学研究

为给刚果（金）某特大型铜钴矿的开发利用工艺研究提供基础数据，进行了工艺矿物学研究。结果表明，矿石铜品位为3.12%、钴品位为0.15%，铜主要以辉铜矿、赤铜矿、孔雀石的形式存在，钴主要以水钴矿和硬锰矿的形式存在。矿石中脉石矿物主要为石英、绢云母、绿泥石等。孔雀石、硅孔雀石嵌布粒度较粗，但粗细不均匀，主要粒度范围在0.04~0.64 mm；辉铜矿的嵌布粒度中等，粒度大小较均匀，主要粒度范围在0.02~0.32 mm；赤铜矿嵌布粒度与辉铜矿类似，主要粒度范围在0.02~0.32 mm；水钴矿的嵌布粒度较均匀，主要粒度范围在0.02~0.16 mm。有用矿物多呈不规则粒状分布，且矿物之间形成复杂的连生关系。硫化铜和赤铜矿精矿铜的理论回收率在50%左右，氧化铜精矿的理论回收率在41%左右；硫化铜和赤铜矿精矿中钴的理论回收率约为2%，氧化钴精矿的理论回收率在50%左右，分散于粉砂岩中的钴占总钴的30%左右。     

Smelter feed quality control

Final concentrates and furnace feeds from Anglo American Platinum are routinely monitored for quality. Merensky Reef, UG-2, and Platreef concentrates are sampled at the concentrators, as well as blended feed at the smelters, and the composition and mineralogy of these samples are determined at Anglo American Research.This information allows the smelting characteristics of the concentrates to be predicted. Parameters such as the matte fall, spinel formation, and smelting energy requirement can be calculated by modelling.The concentrates are characterised by chemical analyses for base metals, precious elements and trace elements. Various QEMSCAN techniques are used to determine the mineralogy of the samples and the abundance of gangue minerals and base metal sulphides (BMS), as well as the mineral association, are reported.     

The pros and cons of reductive matte smelting for PGMs

Platinum group metals (PGMs) are traditionally smelted in electric furnaces where the valuable metals are collected in a base-metal sulphide matte. An alternative to this process is the ConRoast process that uses reductive alloy smelting in a DC arc furnace to collect the valuable metals in an iron-rich alloy. Reductive smelting of feed materials containing PGMs, using carbon as a reducing agent, can be used to obtain high PGM and base-metal recoveries and to ensure the solubility of chromium in slags.Based on work carried out in Mintek’s 3 MW DC arc furnace at throughputs of over 1000 tons per month, it was found that PGMs could be collected effectively, and that the chromium problem could be managed. However, if matte is present in the furnace, there remains a significant risk of furnace failure. Furthermore, the PGM ‘lockup’ (inventory inside the furnace) in a process that used reductive matte smelting of UG2 concentrates was much greater than that of reductive alloy smelting. Further differences exist in the better working environment and lower emissions of SO₂ in the case of the ConRoast process.     

影响缓冷钴冰铜磁选分离的矿物学研究

为了确定影响缓冷钴冰铜钴铜磁选分离效果的因素，以便改善磁选分离效果，采用光学显微镜、电子显微镜、电子探针以及化学物相分析等方法研究了缓冷钴冰铜包顶壳、上部（侧壁）、中部及底壳等部位的物相组成，钴、铁、铜的赋存状态，钴铁合金的产出特征等。结果表明：①钴冰铜中部硫含量明显高于壳部，壳部钴主要以强磁性钴铁合金形式存在，中部钴主要以弱磁性钴铁硫化相形式存在，上部（侧壁）钴处于钴铁合金及硫化相的过渡相。钴冰铜包中部钴的金属转化率仅为16.35%，这是影响钴铜磁选分离效果的主要因素。②钴冰铜中氧化亚铁均不同程度被氧化为磁铁矿，从壳部到中部，氧化亚铁颗粒的氧化程度越来越深，氧化亚铁粒度一般以小于0.020 mm的微细粒分布于斑铜矿基底相中，磨矿时难以单体解离是影响钴铜磁选分离的另一主要因素。③要想提高缓冷钴冰铜包中部钴的金属转化率及磁选分离效果，需要调控高温钴冰铜包中部的缓冷温度，防止熔点不同的物质发生偏析，尤其是低熔点硫化物向中部聚集；另外需要保持缓冷过程中冰铜的还原环境，防止弥散于基底硫化相中的氧化亚铁颗粒被局部氧化为磁铁矿。     

Pyrometallurgical upgrading of PGM-rich leach residues from the Western Platinum base metals refinery through roasting

The production of Platinum Group Metals (PGMs) normally entails the smelting of PGM flotation concentrates, converting of the furnace matte and removal of the bulk of the Ni, Cu, Co, S and Fe through atmospheric and pressure leaching in a base metals refinery to produce a PGM-rich concentrate. A number of impurities, mostly Se, Te, As, Bi, Os and Pb, are not removed significantly during the oxidising leach process in sulphuric acid media. In addition slag inclusions in matte leads to contamination of the PGM residues with silica, fayalite, magnetite and trevorite phases. Furthermore some Cu, Ni, Fe and S also remain. For this reason a typical Precious Metal Refinery (PMR) feed material contains less than 65% PGMs. The PMR is based on a chloride process and requires contaminants to be within narrow specification limits to prevent the formation of PGM residues that must be reprocessed or tolled, leading to poor first pass metal efficiencies and extending the duration of the production pipeline for efficient recovery.A process has been developed to significantly upgrade the BMR leach residues through pyrometallurgical processing, which include a multistep process of roasting under oxidising atmospheres, a two-step smelting process of the roasted calcine (with engineered slag chemistry and slag-refractory interactions) and subsequent atomisation of the molten alloy which can be fed as a slurry into the HCl/Cl₂ dissolution reactors in the precious metals refinery. These pyrometallurgical steps upgrade the BMR residue from a 45–50% grade up to an alloy grade of ca. 90% PGMs, whilst removing the most deleterious elements with major process impacts on the PMR.This paper will focus primarily on the roasting step and it will investigate the thermochemical and mineralogical changes occurring during roasting. These changes were evaluated through a combination of thermochemical modelling and experimental investigation. The roasting step needs to be in an oxidative environment in order to achieve the vapourisation of Se, Te, As, Os and S. The speciation of PGMs and their vapourisation behaviour are presented, as well as the sensitivity of precious metals deportment to changes in roast conditions.     

废旧电路板中有价金属回收试验研究

提出了一种以FeO-SiO₂-Al₂O₃-CaO渣体系为基础的废旧电路板还原熔炼工艺,从减少渣中金属损失及控制性能角度,对渣成分及结构进行调控,研究了熔剂添加量、熔炼时间、熔炼温度、炉渣组成成分对金属回收率的影响。结果表明,在熔剂添加量为原料质量30%、熔炼温度1 450 ℃、熔炼时间75 min、FeO/SiO₂比为1、渣中CaO含量8%条件下,废旧电路板中Cu、Sn回收率分别为91.98%、86.30%,贵金属Au、Ag、Pt在合金相中含量分别可达67.41 g/t、1 020.74 g/t、54.75 g/t。以该渣系为基础还原熔炼废旧电路板的工艺是可行的。     

低冰镍加压酸浸工艺研究

本文研究了低冰镍湿法冶炼工艺流程,详细进行了低冰镍加压酸浸-萃取脱铜-中和除铁-中和沉镍的工艺研究。在优化试验条件下,加压浸出镍、铜的浸出率分别为91.56%,99.08%。浸出液经萃取脱铜-中和除铁-中和沉镍工艺使有价金属分别得到回收富集。     

大洋富钴结壳熔炼合金的锈蚀浸出及除铁研究

采用锈蚀浸出工艺处理DY95-9 航次大洋富钴结壳熔炼合金粉末, 研究了浸出酸量、浸出时间及催化剂对合金中钴镍铜等有价金属浸出率的影响。在最佳锈蚀浸出条件及经除去浸出液中的少量铁后钴镍铜锰的浸出直收率分别为93.68%、94.55%、91 .73%和95 .62%, 而几乎全部的铁、磷、碳和钼等进入浸出渣中, 锈蚀浸出过程中铁基本不耗酸。