锡石-氧化铋-黑钨矿混合精矿分离工艺的研究

个旧某锡矿的最终锡精矿,含锡品位为35～42％、铋0.4～0.8％、三氧化钨6～9％,因含铋量超过冶炼标准,而大量滞销积压。我室承担该精矿的降铋试验研究,由于精矿中的铋矿物主要是氧化铋矿,用通常的机械选矿方法不能获得满意的分选结果,而采用稀盐酸选择性浸出、铁粉或铁板置换的方法,可使精矿中含铋量降至0.1%     

我国西南部某低品位钨多金属矿工艺矿物学研究

某钨多金属矿赋存于辉石-石榴石夕卡岩中,以有用金属种类多,钨与铜、铋、钼等伴生,各有用金属品位均偏低为特征,其脉石矿物组合也较为特殊,大量的普通辉石和钙铁榴石,并伴有方解石、萤石等高钙矿物。本文从工艺矿物学的角度,研究该低品位钨多金属矿的矿物学特征与选矿的关系,重点查明该矿石矿物组成、钨、铜、铋、钼的赋存状态,为制定合理的选矿工艺流程提供充分的依据,对此类矿石的开发利用具有重要意义。     

石英细脉型复杂钨钼多金属矿石工艺矿物学研究

结合传统工艺矿物学研究方法,采用MLA自动检测方法对某石英细脉型钨钼多金属矿石进行工艺矿物学研究,研究结果表明：该矿石中钨矿物以黑钨矿为主,并且白钨矿交代黑钨矿现象较普遍,形成有具黑钨矿外形,而化学组成为白钨矿的假象白钨矿。矿石中黑钨矿、白钨矿的嵌布粒度相似,以白钨矿略粗,嵌布粒度主要在0．02～0．32mm范围。钼主要以辉钼矿矿物形式存在,嵌布粒度较粗,主要在0．04～0．64mm范围。当磨矿细度为-0．074mm占38．17％时,钨矿物总解离度为79．61％,辉钼矿总解离度为88．34％。此外矿石中伴生铋和银,铋矿物种类复杂,并且是银的主要载体,银可随铋的富集得以回收。钨钼铋的赋存状态研究表明,该矿石钨的理论回收率较高。     

钨铋钼萤石复杂多金属矿综合选矿新技术——柿竹园法

柿竹园钨铋钼萤石复杂多金属矿矿物种类多,共生关系密切,属难选矿石,选矿工艺技术是制约该基地矿产资源有效开发利用的瓶颈。十年的科技攻关研制成功的以主干全浮流程为基础、以螯合捕收剂为核心的综合选矿新技术--柿竹园法,很好地解决了该矿石的选矿技术难题,并成功地应用于工业生产。     

新疆富蕴索尔库都克铜(钼)矿石工艺矿物学研究

通过对该矿石工艺矿物学研究,查明了矿石化学组成、矿物组成、结构构造、主要矿物的嵌布特征以及影响选矿回收铜钼的因素等,这一研究成果为选矿工作者制定合理的选矿工艺流程提供了科学依据。     

矿石中铋的氧化物和辉铋矿的测定

某多金属矿中所含的铋矿物主要是辉铋矿,其次是氧化铋矿,自然铋极少。在分相测定时,我们主要考虑铋的氧化物和辉铋矿的分离。矿石中铋氧化物的远择性溶剂较多,常用的是盐酸一二氯化锡和盐酸—抗坏血酸。使用这两种方传需消除锡或氯离子的干扰和破坏有机物,使试验转化为硝酸介质后再用硫脲法比色测定铋,手续繁     

陕西某含铋白钨矿选矿试验研究

陕西某钨矿属于钨铋多金属矿,该矿中白钨矿与脉石矿物连生关系密切,含铋矿物氧化率较高,且辉铋矿等含铋矿物多沿白钨矿裂隙充填分布,白钨矿与辉铋矿均性脆易泥化,导致钨铋难以分离回收。研究确定采用分级—跳汰抛尾—摇床精选—粗精再磨—钨铋分离的工艺流程回收钨、铋。在给矿钨、铋品位分别为1.39%、0.096%时,可获得品位为66.79%、回收率为90.81%的Ⅰ级白钨精矿和品位为21.97%、回收率为68.91%的Ⅴ级铋精矿。通过试验该钨铋多金属矿获得了较理想的选矿指标。该研究对类似矿石的选别具有一定的参考意义。     

低品位氧化铜矿石浮选工艺试验研究

通过对某低品位氧化铜矿石进行工艺矿物学研究,进而查明该矿石的化学成分、矿物组成、嵌镶关系、粒度分布特征。并进行了浮选条件及闭路试验研究,确定低品位氧化铜矿石浮选的工艺参数,取得了铜精矿含铜达18．16％,回收率达80．03％较好的选别指标。可向同类低品位氧化铜矿石选矿提供有宜的借鉴。     

某钼铋矿石选矿试验研究

对某钼铋矿石进行选矿工艺试验研究,经过工艺方案探索试验后决定采用“浮钼-铋硫混浮-化学浸铋”的联合工艺流程。闭路试验获得含Mo50．72％、Bi2．88％,Mo回收率67．84％的钼精矿和含Bi9．02％、No0．82％,Bi回收率64．60％的铋硫粗精矿,铋硫粗精矿采用化学浸出,获得的氯氧铋品位为70．06％,铋回收率为57．69％。     

某多金属硫化矿中回收白钨矿选矿工艺研究

某夕卡岩型多金属硫化矿有价矿物为白钨矿的矿石,同时含有大量被Fe2+完全类质同象的透辉石和钙铝榴石等脉石矿物.矿石原矿含钨0.19％、铜0.15％、硫1.35％,根据该矿石的性质特点,进行了大量药剂制度和选矿工艺试验研究,确定了最佳的选矿工艺流程.采用"浮—磁—浮"原则工艺流程选别,脱除产率2.78％的硫化物,其中富集...     

钨矿伴生硫化矿铜铋分选工艺试验

以江西某钨矿伴生硫化矿为试料,试验采用重-浮-重流程,铜铋分离试验采用优先浮选-浮铜抑铋工艺流程,小型闭路试验结果为:铜精矿品位为25.03%,回收率为93.93%,铜精矿中铋的损失率7.08%;铋精矿中铋品位15.08%,回收率为79.42%,铋精矿中铜的损失率1.84%。     

某高品位钼铋硫化矿选矿试验研究

内蒙古某钼铋多金属硫化矿,含钼0.65 %,含铋1.12 %,钼铋品位较高,有较大的工业回收价值.采用“混合浮选—钼铋分离”的选矿工艺回收该矿石中的有用矿物,以乙硫氮和煤油作为捕收剂进行混合浮选,以硫化钠和亚硫酸钠作为组合抑制剂,煤油为捕收剂进行钼铋分离,最终实验室小型闭路试验可以获得含钼47.31 %,钼回收率89.52 %的钼精矿以及含铋42.64 %,铋回收率86.04 %的铋精矿,较好地实现了钼铋分离.      

改进工艺流程 提高细泥尾矿中铋、钨的综合回收率

分析了选矿厂矿石性质和细泥尾矿综合回收工艺,对细泥尾矿综合回收工艺进行改造。工艺改造后铋回收率提高了25.07%,可多回收铋金属6.250 1 t/a;钨回收率提高了10.13%,可多回收钨精矿2.639 1 t/a。     

某锡矿石伴生钼铋铜的综合回收

针对某锡矿石伴生钼铋铜的综合回收试验研究,根据钼、铋、铜矿的密切共生关系及可浮性特点,制定了钼铋铜混合浮选,混合精矿再磨脱药,最后进行抑铜浮钼铋,钼铋分离的选矿工艺流程,获得钼精矿品位46.07%、回收率75.04%,铋精矿品位16.27%、回收率32.62%,铜精矿品位24.65%、回收率63.03%的良好选矿指标.     

铜陵地区新桥矿田银金矿化特征及成因探讨

在新桥矿田内银金矿体与硫铁矿体的时空关系研究基础上认为,矿田内的银金矿化是早期硫铁矿化基础上的叠加矿化所致,二者受不同的构造控制,矿化特征明显不同。叠加的银金矿化与包村、朝山、狮子山矿田中的金（银）矿化类似,金矿物均与铋矿物具密切的时空及成因联系,矿石中Au、Ag与Bi呈正相关。该认识对区内独立和伴生金银矿成因研究及找矿工作均具有一定的指导意义。     

黄沙坪低品位多金属矿钼铋浮选回收的试验研究

文章研究了黄沙坪低品位钼铋钨萤石铁多金属矿中矿物含量低、粒度嵌布不均匀、氧化程度高的钼铋矿的浮选回收小型流程试验及工业试验研究。工业试验指标可从含Mo 0．108％,Bi0．03％的给矿得到含Mo 45．89％、回收率84．74％的钼精矿;含Bi 5．10％,回收率50．88％的铋精矿。     

高海拔环境下氧化铜矿浮选优化试验研究

针对西藏某大型选矿厂在处理高海拔复杂氧化铜浮选精矿时存在品位不合格、回收率不理想的问题,对矿物开展工艺矿物学研究,基于此开展磨矿细度及浮选药剂制度优化试验。工艺矿物学研究表明:原矿铜氧化率为36.80%,其中结合氧化铜占16.59%,铜品位为0.51%,金品位为0.25×10^-6,银品位为14.24×10^-6,矿石中含铜量较高的次生铜矿物砷黝铜矿多与黄铁矿连生或共生,影响到铜精矿的质量和铜的回收率;矿石中含有一定的白云母、长石、石膏和方解石等,在磨矿过程中极易产生泥化现象,影响铜矿物上浮。为此现场在选矿中通过添加大量石灰,利用高碱度和新型药剂T506来抑制黄铁矿的上浮。试验室闭路试验表明：采用现场一粗三扫三精浮选流程,在粗选作业段采用新型抑制剂T506替代部分石灰,并适当增加Na₂S用量,精选作业段在pH=11的基础上适量增加T506用量,可获得精矿铜品位为19.72%,金品位为2.66×10^-6,银品位300.36×10^-6,铜回收率为65.50%,金回收率为18.36%,银回收率为35.92%的试验指标。精矿品位较现场生产条件提高了9.18%,铜选矿作业回收率提高了4.87%。     

某钨铜共生矿工艺矿物学研究

采用MLA矿物自动定量检测系统结合传统的工艺矿物学研究方法,对某钨铜共生矿进行工艺矿物学研究。研究结果表明样品中可回收的金属矿物为白钨矿和黄铜矿,伴生自然铋,此外,该矿中磁黄铁矿、萤石均可综合回收。钨主要以白钨矿矿物形式存在,钨的最高回收率为96%左右;铜主要以黄铜矿矿物形式存在,铜的最高回收率为87%左右。     

某难选氧硫混合型铜矿浮选试验研究

针对某难选氧硫混合型铜矿的特点,利用铜矿物之间可浮性的差异,采用“先硫后氧,先浮选易选氧化铜矿,再浮选难选氧化铜矿”的异步浮选的流程,对含铜3.99%的原矿,在条件优化试验的基础上,开展闭路试验,可以获得浮选硫化铜精矿含铜50.66%,铜回收率25.17%,氧化铜精矿含铜19.68%,回收率54.05%,浮选综合铜精矿回收率达到79.23%。     

西北某含金氧化矿选金试验研究

针对西北某含金氧化矿中自然金多赋存在褐铁矿矿物微裂隙中,少量嵌布在石英或黄铁矿晶粒中,嵌布粒度细等特点,试验分别进行浮选和全泥氰化浸出方案对比。试验结果表明,采用浮选法金回收率仅38.38%,不能有效回收该矿石中自然金。采用氰化浸出法,金浸出率为77.03%,较好的实现了该含金氧化矿中金的高效回收。