莫桑比克某锆英石磁电选矿工艺研究

对莫桑比克某海滨砂矿进行了工艺矿物学及锆英石选矿试验研究。采用磁选-电选联合精选流程,分别获得一级锆英石精矿ZrO₂品位65.56%、回收率41.86%,三级锆英石精矿ZrO₂品位64.65%、回收率34.22%的较好试验指标;锆英石精矿ZrO₂综合回收率达到76.08%。研究结果可为开发利用莫桑比克某锆石资源提供借鉴和参考。     

回水中无机离子对硅钙质磷矿石正反浮选的影响

以贵州某硅钙质胶磷矿为研究对象,通过往矿浆中添加不同浓度的Ca²⁺、Mg²⁺、SO₄^2-、PO₄^3-、F^-等影响离子,考察了无机离子对磷矿正反浮选的影响,结果表明:Ca²⁺和Mg²⁺会沉淀捕收剂,使精矿P₂O₅品位和回收率大幅度降低;碱性条件下PO₄^3-会抑制磷矿正浮选;酸性条件下SO₄^2-易与Ca²⁺反应生成硫酸钙沉淀附着在磷矿表面,影响磷矿反浮选;F^-对磷矿正反浮选影响较小。研究成果可为磷矿正反浮选废水的处理回用提供指导。     

马拉维湖滨型钛铁砂矿选冶分离试验研究

对马拉维湖滨砂矿进行了工艺矿物学和选冶分离试验研究。结果表明,通过磁选、摇床重选、电选及还原焙烧等选冶联合工艺,获得了TiO₂品位49.85%、全流程回收率61.03%的合格钛精矿和ZrO₂品位大于63%、全流程回收率52.51%的锆精矿,同时综合回收了TFe品位分别为65.80%和48.74%的2种铁精矿。     

加热对稀有金属矿物磁选的影响

乌克兰一个钛-锆砂矿床的混合精矿筛分分析和矿物组成表明,有价矿物主要富集在-0.16+0.063毫米粒级中:钛铁矿达92%,金红石达95%,白钛石达92%,锆石达96%。混合精矿用2BK-5B型电磁选矿机进行磁选。考虑到试样的特性是细粒粉末状的,为了分出机械地被带入磁性产物中的非磁性部份,增加矿物的扇形分布角,磁选机轴的转数曾增加到210转/分。     

某片麻岩鳞片石墨矿浮选实验研究

黑龙江某片麻岩鳞片石墨矿石结构属于片麻岩型石墨矿,脉石矿物以石英、长石、白云母为主,金属矿物有少量的褐铁矿。原矿总固定碳含量为8.03%,通过酸浸-碱熔-酸洗分析得知:原矿中+0.15 mm大鳞片石墨的固定碳含量占总固定碳含量的37.58%。原矿经一次粗选一次扫选、粗精矿八次再磨八次精选的阶段磨浮工艺流程,最终获得的精矿固定碳品位90.53%、精矿固定碳回收率94.07%。其中+0.15 mm精矿固定碳品位达到95.26%、固定碳回收率为17.67%,+0.15 mm大鳞片石墨的保护率为47.02%。      

赤泥基胶凝材料钙硅比对Na+固化性能的影响

运用NMR、IR等分析手段,采用结构分析的方法研究了赤泥基胶凝材料的水化过程,揭示了胶凝材料钙硅比对水化产物Na+固化性能的影响规律。结果表明,随着钙硅比的降低,在Al对Si的取代作用下,［Si(Al)O₄］结构单元聚合度增大,桥［SiO₄］、［AlO₄］四面体增多,Si以Q¹、Q²结构形式存在的C-S-H凝胶转变为具有SiQ²、SiQ³和SiQ⁴结构单元的(Na,Al)-C-S-H凝胶,利于Na⁺以化学吸附和化学固溶形式的固化。     

酸性H2O2氧化预处理浮选金精矿及其机理研究

酸性 H₂O₂ 氧化法是一种有效的难选金精矿预处理方法,可以使黄铁 矿、毒砂等载金矿物被有效溶解, 从而使金暴露出来,提高金浸出率。 研究了酸性 H₂O₂ 体系中黄铁矿的氧 化机制,并探究了该系体中温度、矿浆浓度、 H₂SO₄ 和 H₂O₂浓度等对浮选金精矿的预处理效果。 结果表明:H₂O₂ 氧化 过程中没有固相生成物,黄铁矿中的 Fe 转 化为 Fe²⁺和 Fe³⁺ 于溶液中,Fe²⁺ 与 H₂O₂ 可发生 Fenton 反应生成氧 化性极强的羟基自由基(·OH);氧化过程中有 H₂SO₄ 生成,体系的 pH 值随着反应进行逐渐降低;黄铁矿主要被酸性 H₂O₂ 、·OH 和 Fe³⁺氧化,体系中 S 最终转化为 SO₄ ^2-或 HSO₄^- 。 浮选金精矿在温度为 30 ℃ 、矿浆浓度为 100 g/L、 H₂SO₄ 初始浓度为 0. 18 mol/L 和 H₂O₂ 初始浓度为 1. 76 mol/L 的条件下氧化预处理后,Fe 浸出率、试样失重率分别为 95. 33%和 51. 42%;浮选金精矿直接浸出时金浸出 率仅为 11. 68%,而经过酸性 H₂O₂预处理—浸出后,金浸出率可达 92. 69%。     

应用纳米气泡气浮应急修复重金属污染土壤

为了确定纳米气泡气浮快速修复重金属污染土壤的选别工艺，采用自制纳米气泡气浮装置为试验仪器，模拟含Cu²⁺、Zn²⁺、Pb²⁺、Cd²⁺、Ni²⁺和Cr³⁺等重金属离子溶液泄漏导致土壤重金属污染事件，考察了磨矿细度、pH值等参数对重金属脱除效率的影响。结果表明，当硫酸铵用量为30 kg/t、硫化钠用量为36 kg/t、丁基黄药用量为2 500 g/t、2#油用量为1 500 g/t、溶液pH值为8.0和浮选时间为60 min时，经过“1粗3扫”后，污染土壤中Cu²⁺、Cd²⁺、Ni²⁺、Pb²⁺、Zn²⁺和Cr³⁺的脱除率分别为90.08%、87.92%、85.95%、84.77%、78.85%和75.58%；获得泡沫产品中Cu²⁺、Zn²⁺、Pb²⁺、Cd²⁺、Ni²⁺和Cr³⁺含量分别为12.01×10⁴ mg/kg、11.72×10⁴ mg/kg、11.46×10⁴ mg/kg、11.30×10⁴ mg/kg、10.51×10⁴ mg/kg、10.08×10⁴ mg/kg，达到了硫化矿精矿质量要求，具有综合回收价值。研究获得的工艺流程对重金属污染土壤的应急修复具有指导意义。     

三种常见捕收剂体系中Ce3+对萤石和方解石浮选行为的影响

白云鄂博矿中存在稀土矿物,在浮选回收萤石时,Ce³⁺便成为了难免金属离子。通过浮选试验、溶液化学分析以及X射线光电子能谱(XPS)分析研究了在油酸钠、十二烷基磺酸钠、苯甲羟肟酸3种常见捕收剂体系下,Ce³⁺对于萤石和方解石浮选行为的影响。研究表明萤石和方解石表面对Ce³⁺的吸附不同。在酸性和中性环境中,Ce³⁺以Ce F₃·0.5H₂O₍(s))的形式存在于萤石表面,增加了Ce活性位点,有助于萤石的浮选;Ce³⁺以Ce₂(CO₃)₃·8H₂O₍(s))的形式存在于方解石表面,由于结晶水和空间位阻效应的影响会使方解石浮选受到抑制。强碱性环境,Ce³⁺大多以Ce(OH)₍3 (s))的形式存在,会增加萤石和方解石表面亲水性,起到抑制作用。由3种不同的捕收剂体系比较可...     

某地金矿工艺矿物学研究

为充分了解某地金矿矿石性质,制定合理的选别工艺流程,通过化学分析、扫描电镜以及工艺矿物学自动定量分析系统（MLA）等测试方法对金矿矿石进行了系统的工艺矿物学研究,包括矿石矿物组成及相对含量、矿石矿物的结构构造、金矿物的形态和粒度分布特征、主要金属矿物和脉石矿物的产出特征等,并且对原矿进行了浮选试验和重浮联合工艺试验。 结果表明,该金矿中主要可回收的有价金属为金,其含量为3.74g/t。 该金矿的原矿矿物主要由黄铁矿、石英、白云母和碳酸盐矿物组成,此外还有少量的方铅矿、黄铜矿、绿泥石和黑云母, 还含有微量磁铁矿和锐钛矿等。 原矿中自然金多以单独的自然金颗粒形式存在,金主要嵌布在黄铁矿中,而黄铁矿多以自形-半自形粒状及粒状集合体产出,呈浸染和团块状分布在脉石中。采用“重选+浮选”联合工艺流程,可获得指标良好的重选精矿和浮选精矿,重选精矿中Au的品位和回收率分别为54.75g/t、78.10%;浮选精矿中Au的品位和回收率分别为6.45g/t、19.78%,金矿总回收率为97.88%。该研究为该地区矿产综合利用提供了技术借鉴。     

细菌柱浸铀矿工艺过程中钍浸出特征 试验研究

以721铀矿云际矿石为研究对象,通过室内铀矿石柱浸试验,研究铀矿石在细菌池浸过程中钍浸出特征。试验结果表明,柱浸过程中,水文地球化学条件(pH和Eh)对钍浸出影响不大,随着时间变化,pH值在1.73¹.36发生变化,Eh值在1691.36发生变化,Eh值在169⁵92mV变化,但钍浸出量基本稳定在2.2592mV变化,但钍浸出量基本稳定在2.2².5mg/L。同时试验结果发现,原矿铀浸出率为80.03%,钍浸出率仅约为14.1%,主要原因是U、Th的化学性质不同,Th均以+4价稳定存在于矿石中,一般不易被溶解而迁移转化。U具有多种价态,在氧化条件下显示+6价,而这种价态的U性质活泼,易于在环境中迁移转化。     

某铀钼伴生矿赋存状态与浸出性能研究

对某铀、钼伴生矿进行了矿物赋存状态和浸出性能研究。结果表明:铀、钼矿石中U、Mo最高质量分数分别为0.262%和3%;矿石岩性为次流纹斑岩、流纹质凝灰岩和隐爆角砾岩;铀钼矿物主要为胶硫钼矿、钼铀矿、多水钼铀矿、辉钼矿。矿样粒度为-100目时,目标金属已充分暴露并有利于铀、钼浸出。水浸试验表明矿石因目标金属损失量过大而不适合物理选矿富集。矿石适宜氧化酸浸,硫酸消耗量为矿石质量9.5%、H_2O_2消耗量为矿石质量6%~8%。铀、钼的最高浸出率可达96.88%和69.12%。     

某钼铀矿矿物特征及其利用工艺研究

研究了某钼铀矿矿物特征,对其采用“原矿硫酸浸出,浸液钼铀萃取分离;浸渣浮选,浮选混合精矿水冶”处理,可获得含钼40.77%、回收率85%的钼酸钙,含铀70.37%、回收率88%的重铀酸铵,含金24.6g/t、含银490g/t、金回收率90%、银回收率36.8%（挥发部分未计）的金银精矿.钼产品与金银精矿放射性强度均达到国家标准.     

伊朗某金矿石选矿试验

伊朗某金矿石金品位为7.05 g/t,主要金矿物为裸露及半裸露金,主要载体矿物为黄铁矿,自然金的粒度变化范围很大,细粒明金(0.01~0.06 mm)占81.15%,微粒金占18.85%。为了确定该矿石的高效选矿工艺,进行了选矿试验研究。结果表明:(1)阶段磨矿、阶段选别工艺可以有效减少粗颗粒金在浮选过程中的跑尾,避免金矿物在磨矿中出现过粉碎,同时有利于不均匀细粒载金矿物单体解离。(2)跳汰机对-200目占65%的磨矿产品进行重选,可预先产出部分合格金精矿,充分体现了能收早收、分级分选理念。(3)矿石采用阶段磨矿—跳汰重选—阶段浮选工艺流程处理,可获得金品位为81.43 g/t、金回收率为45.52%的重选精矿,金品位为56.12 g/t、金回收率为44.99%的浮选精矿,综合精矿金品位为66.52 g/t,金回收率为90.51%。(4)金品位为0.74 g/t的重浮流程试验尾矿采用氰化浸出工艺处理,金浸出率达62.16%,最终浸出渣的金品位仅为0.28 g/t。     

西秦岭某金矿床矿石特征及可选性研究

西秦岭地区是我国金矿床分布的主要集中区,矿床类型主要有石英脉型及构造蚀变岩型。对位于西秦岭某金矿床矿石特征及矿石的可选性进行研究表明,该金矿床类型为石英脉型,金多以粒间金和裂隙金存在于黄铁矿中,以微细粒为主,载金矿物主要为黄铁矿。在混合样研究的基础上,分别采用重选—炭浸联合流程、原矿炭浸流程两种方法进行条件试验。表明该矿为易选矿石,重选—炭浸联合流程金回收率为95.03%,推荐其作为该金矿床矿石的选矿工艺方法。     

某石英脉型微细粒嵌布低品位金矿石选矿试验

为了给某石英脉型微细粒嵌布低品位金矿石的开发利用提供依据,根据矿石性质,采用浮选-浮选尾矿氰化浸出-浮选精矿焙烧后氰化浸出工艺流程进行了选矿试验。结果表明：浮选-尾矿氰化浸出可获得金品位为61.88 g/t、砷含量为4.21%、金回收率为77.57%的金精矿和作业金浸出率为75.85%、对原矿金回收率为17.02%的尾矿浸出液,两者的金回收率合计达到94.59%。金精矿经焙烧预处理,焙砂砷含量降到0.38%、金品位提高到88.40 g/t;焙砂氰化浸出的作业金浸出率达93.28%、对原矿金回收率为72.36%,金精矿焙砂和浮选尾矿氰化浸出的综合金回收率为89.38%。     

印尼某海滨砂矿合理选矿工艺流程的研究

对印度尼西亚某海滨砂矿进行了详细的工艺矿物学及选矿工艺流程研究。由于矿石经历风化淋滤, 各种矿物磁性范围重叠, 矿样属难选矿石。采用分级-重选-磁选-焙烧联合流程进行多次选别, 使铁、钛矿物得到了较好的分离, 在原矿含TiO₂和Fe分别为6.38%和21.91%时, 获得了铁精矿含Fe 56.27%、Fe回收率为63.95%, 钛铁矿精矿含TiO₂ 46.91%、TiO₂回收率为22.42%的技术指标。     

湖南某矿细菌浸铀

细菌浸出法是利用某些微生物及其氧化产物溶浸矿石中有用金属的一种工艺。介绍了湖南某矿铀矿石柱浸、地表堆浸、井下原地破碎细菌浸出结果,考察了不同浸出剂、浸出时间、矿石粒度、矿石层高度、浸出剂中Fe3+浓度等因素对铀浸出率的影响。结果表明,利用细菌浸出法可提高铀的浸出率、降低酸耗、缩短浸出时间。     

某含钴氧化型铜矿选冶联合成套工艺研究

针对刚果(金)某含铜3.22%、含钴0.045%的含钴氧化型铜矿石,研发了“异步浮选预处理、氧化铜钴精矿浸出-浸渣浮选、硫化铜钴精矿沸腾焙烧-浸出”的选冶联合成套工艺技术,全流程铜和钴金属回收率分别达到81.23%和59.19%,实现了铜和钴的高效回收。     

复杂多金属含铜银金矿综合回收技术研究

某银多金属矿为铜、铅、银、金复杂共生的难选多金属矿,采用混合浮选—精矿氰化—氰渣优先选铅再选铜的技术方案,开展了大量试验研究工作。结果表明,在氰化浸出的过程中添加助浸剂有利于提高金和银的浸出率。在对氰渣浮选时,采用合理的活化剂对铜的活化以及提高铜的回收率十分重要。经过各个环节工艺流程及药剂制度的优化,获得了金综合回收率80.80%,银综合回收率81.32%,以及品位21.46%、综合回收率70.80%的铜精矿的回收指标,效果是明显的。