某伴生金银铅锌矿的工艺矿物学与浮选工艺

某铅锌矿含锌2.96%、铅0.85%、铜0.13%、金1.01 g/t、银33.70 g/t,选厂仅将其当作铅锌矿分选,铜金银等伴生金属未获得综合回收。工艺矿物学研究表明,闪锌矿是锌的主要矿物,其嵌布粒度粗、嵌布关系简单,理论回收率可达97.84%;方铅矿是主要的铅矿物,其次是铅矾和白铅矿,方铅矿与闪锌矿嵌布关系密切,部分因氧化蚀变被铅矾包裹,影响铅的浮选,铅的理论回收率仅为88.32%;银主要赋存在游离银矿物和方铅矿中,理论回收率为72.81%;金主要以裸露金和硫化矿形式存在,可随银铅回收;铜主要赋存在黄铜矿中,黄铜矿与硫化矿嵌布关系密切,粒度细、品位低,可随方铅矿回收。基于矿石特性,制定“粗磨铅优先-锌硫混选-锌硫分离”工艺,以GW-221为铅铜金银捕收剂,强化金银回收。新工艺获得铅精矿含铅24.73%、铜3.71%,含银558.64 g/t、金13.52 g/t,回收率分别为77.69%、76.24%、44.26%和35.74%;锌精矿含锌48.99%,锌回收率为89.56%,铅锌铜金银均获得了综合回收;后续需强化游离银矿物和金的回收,以提高金银回收率。     

青海某铜铅锌多金属矿工艺矿物学研究

为给青海某铜铅锌多金属矿石的开发利用提供依据,对其进行工艺矿物学研究,查明了矿石的组成、结构、构造及铜、铅、锌的赋存特征和主要矿物的嵌布特性等。矿石铅、锌品位分别为1.51%、2.91%,铜、金和银含量分别为0.091%、0.17 g/t、12 g/t,可进行综合利用。铜、铅、锌均主要以硫化物的形式存在,方铅矿、闪锌矿、黄铜矿分别是铅、锌、铜的主要回收目的矿物,但金属硫化物间及硫化物与脉石矿物间嵌布关系密切、复杂,会对铜铅锌的分选产生不利影响。     

复杂铜精矿氧压浸出综合回收工艺

呷村铜精矿中铜矿物主要为难浸出的(锑、砷)黝铜矿, 还含有较高的铅、锌、银、砷和锑。针对该矿采用一段氧压浸出综合回收工艺进行处理, 通过条件优化实验确定了氧压浸出的操作条件。扩大验证实验表明Cu、Zn的浸出率分别高达97.10%、89.83%, Pb、Ag转化为矾类和硫化物形式留在浸出渣中, 铜锌与铅银分离彻底。浸出液中的铜、锌分别通过萃取、电积进行回收。浸出渣中的铅、银通过氯盐浸铅、硫脲浸银进行回收。铜萃取率, 铅、银浸出率分别为96%、90%、95%。     

某石英脉型多金属硫化物金矿的工艺矿物学研究

某石英脉型多金属硫化物金矿中伴生有银、铜、铅、锌。工艺矿物学研究表明,金、银、铜、铅、锌主要分布于金属硫化物中,金属硫化物密切共生。虽然各金属硫化物粒度较细,相互之间嵌布复杂,但是如果把金属硫化物看作一个整体,其粒度要粗的多,与脉石之间的关系也较简单。因此,可以采取粗磨抛尾,再磨分选综合回收铜、铅、锌,或粗磨抛尾,浮选回收金属硫化物→造酸→酸浸铜、铅、锌→氰化浸出金、银,综合回收金、银、铜、铅、锌。     

西藏多才玛铅锌矿石工艺矿物学研究

为给西藏多才玛铅锌矿详查阶段矿产评价提供依据,对其进行了详细工艺矿物学研究。研究结果表明:该矿石含Pb为4.21%、Zn为2.81%,银、镉、硒、碲和铊分别为27 g/t、0.017%、0.002%、0.03%、0.023%,可进行综合回收利用。铅主要以方铅矿的形式存在,锌主要以闪锌矿的形式存在。方铅矿、闪锌矿为主要回收目的矿物。铅、锌矿物嵌布关系复杂,与其他矿物紧密接触,分离较困难。方铅矿嵌布粒度相对较粗,有利于选矿回收,而闪锌矿嵌布粒度较细,-0.02 mm粒级以下含量高达22.07%,选矿难度大,需要进行细磨工作,才能提高回收率。此外,脉石矿物主要为方解石、石英,具有易磨碎、易泥化等特点,将给铅、锌矿物分选带来不利影响。      

湿法冶炼锌渣中银的工艺矿物学及回收

通过对某湿法冶炼锌渣中的银进行工艺矿物学和浮选回收研究,查明该锌渣由10余种矿物组成,主要银矿物为自然银、金银矿,主要金属矿物为铁酸锌和黄铁矿,主要非金属矿物为毒砂、残余石英、长石、绿泥石。此矿渣矿石性质特殊、嵌布关系复杂,属于较难选矿渣。经采用混合浮选法流程试验,在含银80 g/t品位下,获得银精矿含银6517.50 g/t、回收率71.57%的较好指标。     

氰化尾渣中金银综合回收试验研究

金银共伴生矿物是重要的贵金属资源,其高效综合利用一直是研究的热点及难点。本文以云南某金银铁共伴生矿氰化尾渣为研究对象,工艺矿物学研究结果显示,银主要以类质同象的形式赋存于铁锰氧化物、尤其是铅硬锰矿中,直接氰化浸出的方式难以获得良好的浸出效果,只有通过破坏包裹矿物的晶体结构才能得到有效回收;通过系统研究,提出了尾矿“酸浸预处理-氰化浸出”工艺技术路线,获得了良好的工艺指标,金、银浸出率分别为55.73%和75.35%,有效回收尾矿中的金和银,对该尾矿资源综合利用提供了技术支撑,同时也对复杂难处理金银矿的高效利用提供了有益参考。     

河南某低品位含铅银矿综合回收试验研究

针对河南某低品位含铅银矿生产中存在银回收率低、精矿铅品位低的问题进行了选矿综合回收试验研究。在工艺矿物学研究的基础上,试验采用硫化浮选+氰化浸出工艺综合回收银和铅,最终获得的分选指标为:浮选精矿Ag品位7 024 g/t,Ag回收率76.00%;Pb品位13.03%,Pb回收率55.63%,铅可以计价回收。浮选尾矿进行氰化浸出后可回收16.71%的Ag,最终Ag的总回收率为92.71%。     

从广东某冶炼厂铅银渣中回收铅

广东某冶炼厂将硫化锌精矿氧压酸浸-硫浮选后所得铅银渣的铅品位为17.55%,其中以硫酸铅形式存在的铅占总铅的89.74%。该铅银渣中铅嵌布粒度微细,-40 μm粒级中铅分布率达到98.18%。为回收该铅银渣中有价金属铅,对其进行了选矿试验研究。结果表明：铅银渣经自来水清洗预处理后,以石灰为pH调整剂、水玻璃为脉石矿物抑制剂、CSY为捕收剂、松醇油为起泡剂,经1粗3精2扫铅浮选,获得了铅品位为50.28%、回收率为82.42%的铅精矿。试验取得了较好的分选指标,为该铅银渣的有效利用提供了技术依据。     

锌浸出渣水浸预处理-分段硫化浮选回收银工艺研究

湿法炼锌企业每年产生大量锌浸出渣,直接渣场堆放会导致严重的环境问题和矿产资源浪费。开展浸出渣中银经济高效回收工艺研究对最大程度提高资源利用率具有重大意义。某锌浸出渣中有价金属银嵌布粒度细、银赋存形态复杂且水溶锌含量高。为回收浸出渣中的有价金属银,降低水溶锌对含银矿物浮选的不利影响,开展水浸-分段硫化浮选回收银工艺研究。结果显示：水浸后锌浸出率达38.3%,银品位提升至205g/t,水浸-浮选试验银精矿回收率相较于直接浮选可提高8%,再通过快速浮选-两粗两精一扫的闭路浮选工艺获得银精矿1#银品位为4128.19g/t、银回收率62.17%,银精矿2#银品位为1101.56g/t、银回收率18.19%。XRD、EPMA及EDS分析结果表明,银精矿中银主要分布于石膏、硫酸铅、铁酸锌及闪锌矿等矿物中。     

堆浸厂浸出液输送系统设备选型及计算方法

主要介绍堆浸厂浸出液输送系统设备选型及计算方法,先选取一系列规格的管道,分别计算出泵的参数,并且验算管道耐压等级,然后分别计算出设备费及操作动力费,最后确定最佳管径和泵的型号。     

锌中性浸出渣还原浸出工艺研究

以锌中性浸出渣为研究对象,针对硫化锌精矿还原浸出与SO2还原浸出工艺开展了实验研究并分析了两种工艺的特点。在还原浸出过程中随着铁酸锌的不断溶解,大量的Fe3+进入溶液导致溶液电位升高,抑制了铁酸锌的分解。通过还原浸出的方法能够有效缓解溶液中高电位对铁酸锌分解的影响从而提高金属浸出率。从元素的浸出行为、还原浸出液成分、还原浸出渣成分、还原浸出渣的处理四个方面对两种工艺进行了分析。研究表明,两种工艺能够有效的将溶液中Fe3+还原为Fe2+促进铁酸锌的溶解,提高有价金属的浸出率,并有利于后续工艺的锌铁分离,能够达到中浸渣的无害化处理和资源化利用。 关键词：还原浸出;中浸渣;铁酸锌     

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。     

某铀精矿酸法搅拌浸出氧化剂的选择

对比了二氧化锰、二氧化锰加硫酸亚铁以及硫酸铁3种氧化剂处理某铀精矿的酸法搅拌浸出结果.结果表明,采用硫酸铁作氧化剂后酸耗明显减少、浸出所需温度低、浸出速率快、浸出液中磷和锰含量少.     

氰化浸出工艺中浸出槽串浆管径的选择

氰化浸出提取金银是目前国内外处理金银矿物的常用方法.氰化法提金工艺成熟,技术经济指标较理想.浸出槽是氰化浸出工艺中浸出反应的主要设备,但对浸出槽串浆管径的研究却很少.笔者就串浆管径的选择进行分析,以供氰化厂设计浸出槽时作参考.     

难处理复杂氧化锌烟尘碱洗渣浸出试验研究

对铅冶炼难处理复杂氧化锌烟尘碱洗渣进行了"中性浸出—酸浸"工艺试验研究。结果表明,碱洗渣中性浸出时,锌、镉的浸出率先随浸出温度、液固比、搅拌速度和时间的增加而提高,后增速变缓;中浸渣酸浸时,液固比对锌、铟的浸出率无明显影响。锌、铟的浸出率随初始酸度、浸出温度和时间的增加先增加后变缓。中性浸出最佳条件为:温度338K、液固比5∶1、搅拌速度400r/min、浸出时间1h,此条件下,锌、镉的浸出率分别为80.3%和76.3%。中浸渣酸浸最佳条件为:初始酸度100g/L、浸出时间2h、浸出温度363K、液固比5∶1,在该条件下,锌、铟的浸出率分别为97.1%和85.5%。     

Geochemical prerequisites for heap leaching and underground leaching under permafrost conditions

Translated from Fiziko-Tekhnicheskie Problemy Razrabotki Poleznykh Iskopaemykh, No. 1, pp. 86–89, January–February, 1995.     

加压碱浸-常压酸浸提纯隐晶质石墨工艺研究

针对现有石墨提纯技术的不足,提出加压碱浸—常压酸浸工艺,考察了加压碱浸和常压酸浸各因素对提纯效果的影响。结果表明,在加压碱浸温度200℃、碱浓度250g/L、液固比3、反应时间1h、矿石粒度P90=-45μm,常压酸浸温度80℃、酸浓度2.16%条件下,提纯后石墨产品固定碳含量可达96%以上。     

硝酸常压浸出红土镍矿特性及镍浸出动力学

采用ICP和XRD分析手段研究了某红土镍矿的元素及物相组成。采用硝酸常压浸出该红土镍矿。通过单因素条件实验和综合实验探究了硝酸浓度、固液比、搅拌转速、浸出时间、浸出温度在常压条件下对红土镍矿中Ni、Co、Fe和Mg浸出的影响,并求解了镍的浸出动力学。结果表明,该红土镍矿为硅镁型,在硝酸浓度5mol/L、固液比(g/mL)为1:12、搅拌转速250r/min、浸出时间150min、浸出温度85℃的条件下,Ni、Co、Fe和Mg的浸出率最佳,分别为98.75%、91.66%、81.45%、94.21%。镍的浸出过程符合收缩核模型,反应活化能为38.804kJ/mol,反应过程受化学反应和内扩散混合控制。     

挤压爆破在原地爆破浸出中的作用

论述了深孔挤压爆破筑堆工艺中的爆破作用机理,并通过常规爆破矿石的室内高柱浸出和挤压爆破的原地爆破浸出矿石块度分布、各粒级品位、各粒级浸出率的对比分析,从理论到实践上分析了深孔挤压爆破在原地爆破浸出中作用。