红土镍矿堆浸搅拌浸出结合工艺中试研究

对红土镍矿堆浸搅拌浸出工艺进行了中试研究, 红土镍矿经洗矿分级后, +0.25 mm粗粒级矿石进行堆浸, -0.25 mm细粒级矿石常压搅拌浸出。结果表明 在堆高4 m, 酸耗700 kg/t, 浸出时间142 d的柱浸条件下, Ni累计浸出率约80%;在酸耗850 kg/t, 浸出时间3.5 h, 浸出温度90～95 ℃, 矿浆浓度26%的搅拌浸出条件下, Ni浸出率可以达到85%以上。     

钙镁质磷矿石粒级解离特性对其浮选行为的影响研究

以中低品位钙镁质磷矿石为原料,研究了磨矿细度-0.075 mm粒级占56.74%磨矿产品中的粗粒级(+0.15 mm、-0.15+0.106 mm和-0.106+0.075 mm)和细粒级(-0.075+0.038 mm和-0.038 mm)颗粒解离特性对浮选行为的影响。使用X射线荧光光谱分析和X射线粉末衍射分析各粒级不同矿物组分含量,结合扫描电镜背散射扫描分析各粒级连生体及单体解离情况,发现单体矿物含量随粒径减小而增多,氟磷灰石主要富集在+0.075 mm粗粒级中,白云石主要集中在-0.075 mm细粒级中。增强-0.038 mm粒级中有用矿物和脉石矿物选择性聚集,可减少P₂O₅损失;减少+0.075 mm粗粒级含量、同时增加-0.075+0.038 mm粒级含量,可以有效提高精矿中P₂O₅品位和回收率。     

梭罗沟金矿堆浸尾矿综合回收金试验

针对梭罗沟金矿堆浸尾矿存在回收率低,粒度分布不均匀,细泥含量较多的特点进行了堆浸尾矿回收金的试验研究。试验进行了分粒级全泥氰化浸出、堆浸尾矿浮选—浮选尾矿全泥氰化浸出、堆浸尾矿炭浸法氰化浸出3种不同工艺的对比,及-10~0.1 mm粒级柱浸、-0.1 mm粒级全泥氰化浸出、-0.1 mm粒级炭浸氰化试验。试验最终确定采用堆浸尾矿浮选—浮选尾矿全泥氰化浸出为最终工艺流程,同时确定了-10~0.1 mm和-0.1 mm粒级氰化浸出的最佳工艺参数,为该矿的生产实践提供了理论依据。     

某含铜铀矿石浸出工艺条件试验研究

根据某含铜铀矿石的矿物特性和化学组成,开展酸法搅拌浸出及柱浸条件试验,探索处理该矿石的最佳工艺条件。试验结果表明:采用酸法搅拌浸出,铀浸出率达到96.3%,但铜浸出率仅为40.2%;采用柱浸出,铀浸出率达到94.4%,铜浸出率为63.6%。推荐采用堆浸工艺从该矿石中回收铀和铜,其工艺参数:矿石粒度为-10mm,软锰矿用量为2%(与矿石质量比),硫酸质量浓度为30g/L,喷淋强度为20L/(m2·h),淋停时间比为1∶1。     

某钛铁矿分级磁选分级浮选试验研究

将部分磨矿产品筛分为窄粒级物料,采用"分级磁选—分级浮选"和"全粒级磁选—浮选"分选流程,对攀枝花密地选钛厂原矿进行选矿试验,分别经过三段强磁预富集—一段浮选得到粗精矿。结果表明,全粒级磁选—浮选最终精矿TiO_2品位为32.17%,TiO_2回收率为41.03%;分级磁选—分级浮选最终精矿TiO_2品位为33.60%,TiO_2回收率为45.64%,分级分选指标明显优于全粒级分选。分级磁选更有利于细粒级钛铁矿的回收,但造成粗粒级损失,但细粒级含量高,因此分级磁选更有利于提高选别指标;分级浮选有利于提高各粒级矿物的浮选指标,尤其是较粗粒级矿物,效果更明显,分析其机理很可能是分级浮选减少了粗细颗粒间的相互影响。     

为堆浸准备矿石的新方法

A,qToeBⅢ.九等在《KOMFI.qeKCHOeltCH0.qb30BaHlleMHHepa..qbltor'0CUpLH》1990年第5期上发表了《为堆浸准备矿石的新方法》。该文指出,目前研究强化浸出工艺过程越来越迫切。因此,细碎矿石的浸出方法受到重视。该方法是将细碎矿石预先用浓硫酸处理,并在堆中熟化几昼夜,以使细矿(—6.4mm)结块。用酸处理过的粗粒矿石(+6.4mm)与细矿混合堆成圆锥形的堆进行熟化(堆中粗粒级应大于25％)。该文对改变矿石准备方法提高碳酸盐铜矿堆浸效率进行了研究。研究表明,以下面堆置粗粒矿石(+10mm),上面再顺序堆置细粒(—10mm)的半圆形堆结     

从云南某硫精矿中回收铜铋的选矿试验

云南某硫精矿含铜0.76%、含铋1.77%;铜主要赋存于黄铜矿中,铋主要以辉铋矿、辉铅铋矿、铋华和自然铋等形式存在;含铜矿物主要以连生体形式存在于粗粒级中,含铋矿物多以微细粒单体形式存在于微细粒级中。为回收该硫精矿中的铜、铋元素,进行了选矿试验研究。结果表明:以0.043 mm为分级粒度进行分级,粗粒级磨细至-0.074 mm占81%,以石灰为抑制剂、ZA为铜捕收剂,经1粗2精2扫闭路浮选,获得了铜品位为18.29%,作业回收率为87.79%,对硫精矿回收率为70.88%,含铋0.47%的铜精矿;细粒级在盐酸浓度为3 mol/L、氯化钠用量为100 kg/t、BJ用量为150 kg/t、液固比为3条件下常温浸出2.5 h,获得了铋浸出率为95.54%、对硫精矿回收率为90.04%,浸渣铋品位为0.13%的指标。     

江西某含泥铀矿石浸出性能研究

本文通过室内试验,对江西某含泥铀矿石的性质、粒级组成、铀分布、矿石的浸出性能、矿浆浸出性能等进行了研究。该矿石细泥约占矿样总重的30%左右,细泥含U品位高,矿石不能直接用堆浸法处理。细泥矿浆沉降性能差,固液分离困难。在一定条件下,矿样中U的浸出率可达87.5%。为研究该矿石回收铀的工艺试验提供参考。     

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。     

都龙矿区锡石资源综合高效回收的生产实践

云南华联锌铟股份有限公司拥有的都龙矿区含有锌、锡、铜、铟、银、铁、硫等多种有用矿物,矿产资源储量丰富,其中锡金属储量超过二十万t。但是,由于矿区矿石性质复杂,各种有用矿物嵌布粒度较细,特别是其中的锡石属于微细粒嵌布,-37μm粒级含量达70%以上,属于难选锡石。多年以来,公司通过不断的技术改造和革新,摸索出了一套适用于微细粒锡石回收的全摇床重选流程,锡石综合回收率在45%左右。锡石回收率偏低的主要原因是-37μm的细粒级锡石回收效果差,粒级回收率仅为10%~20%;特别是其中的-10μm微细粒级锡石,粒级回收率接近零。针对该现状,公司组织开展了系统的工艺矿物学研究和试验研究,提出了针对不同粒级锡石采用不同设备和工艺进行粗细分选,即针对-37μm细粒级锡石,采用预先脱泥+锡石浮选+摇床联合工艺;针对+37μm粗粒级锡石,采用螺旋溜槽+摇床的联合流程。粗粒重选+细粒浮选工艺不仅改善了重选流程的分选条件,提高了粗粒级锡石的回收率,同时也充分发挥了细粒锡石浮选的优势和特点,大幅度提高了细粒级锡石的回收率,锡石综合总回收率由单一摇床流程的45%提高到目前的55%以上。     

KYZ-E型浮选柱选别金矿石的研究

针对金品位较高的细粒级矿物在浮选尾矿中流失、导致选别作业回收率低的问题,根据该金矿矿石特点,采用KYZ-E型浮选柱开展了半工业试验研究。试验表明,配备E型静态混合充气器的KYZ-E型浮选柱运行平稳,粗选尾矿品位降至0.46 g/t,金回收率75.21%,其中-38μm粒级金回收率达到88.50%,可以看出浮选柱对细粒级矿物的回收效果良好。     

东鞍山含菱铁矿赤铁矿石分级浮选试验研究

东鞍山烧结厂矿石铁品位为32.45%,具有贫铁、高硅的特点,主要铁矿物为赤铁矿,主要脉石矿物为石英,同时含有少量的菱铁矿和磁铁矿,是一种含菱铁矿赤铁矿石。对磨矿细度为-0.074 mm占70%的产品筛分分析表明,随着粒度的增加,各粒级铁品位逐渐增大,铁矿物单体解离度逐渐减小。在该磨矿细度下进行分级浮选闭路试验,-0.074 mm粒级以柠檬酸为分散剂、氧化钙为活化剂、淀粉为抑制剂、KS-Ⅲ为捕收剂,+0.074 mm粒级以淀粉为抑制剂、十二胺为捕收剂,可获得精矿铁品位63.30%和铁回收率71.32%的浮选指标。与全粒级浮选相比,分级浮选可减弱微细粒矿物的黏附罩盖,提高浮选指标。     

福建某金矿排土场废石利用试验

福建某金矿排土场废石属于氧化矿,较易浸出,但矿石含泥量较大,渗透性较差。为较好回收利用该废石,采用粗细分级,粗粒级直接浸出,细粒级制粒后浸出试验对废石中金进行回收。结果表明,采用筛孔尺寸为6 mm的筛子筛分后,筛上粒级产率为19.45%,金品位为0.19 g/t,该粒级直接氰化浸出,获得了金浸出率为84.21%的指标;-6 mm粒级部分制粒后,按球团与粉矿质量比为1︰1混合后氰化浸出,获得了金浸出率为91.11%的指标。试样总金浸出率为90.47%,能较好地回收排土场废石中金,试验结果可以为该排土场废石的资源化利用提供参考。     

某含萤石铍矿综合回收铍和萤石的试验研究

某含萤石铍矿中含BeO 0.33%、CaF₂ 36.53%,含铍矿物为金绿宝石,其他有用矿物为萤石,主要脉石矿物为方解石、白云石、绿泥石等,碳酸盐含量高达44.80%,选别难度极大。基于金绿宝石与碳酸盐矿物的密度差异,以及与主要矿物的可浮性差异,试验采用重液分选—优先浮选萤石—反浮选脉石的工艺流程处理该矿。针对-15 mm的原矿,首先对-15+0.5 mm粒级产品采用重液分选脱除了35.47%的脉石矿物,其中70%以上为碳酸盐矿物;再合并重液分选精矿与-0.5 mm粒级产品在磨矿细度为-0.074 mm占80%的条件下,采用组合捕收剂丁基黄药+丁铵黑药+乙硫氮浮选脱除方铅矿等硫化矿,然后利用组合捕收剂氧化石蜡皂+油酸钠浮选萤石得到含CaF₂ 95.02%、回收率为65.96%的萤石精矿,浮选尾矿脱泥后反浮选脉石矿物,可获得含BeO 1.32%、回收率为70.92%的铍精矿。铍精矿后续可采用冶金方法提取获得氧化铍产品。     

粗细粒级差异化给矿对浮选柱选别性能的影响

粗细粒级矿物具有不同的浮选特性,浮选柱主要应用于精选作业的细粒级矿物分选,对粗颗粒矿物回收率较低,限制了浮选柱的应用。在泡沫层分选理论的基础上,以纯石英矿物(纯度大于99%)为代表矿样,将其分成150~280μm和-15μm粗细粒级两个组分,采用Ф100 mm×2 000 mm浮选柱开展试验考察粗细粒级差异化给矿对选别性能的影响。在一个试验中将粗细粒级矿物混合给入浮选柱泡沫层之下进行常规浮选,在另一个试验中将粗细粒级矿物差异化给入浮选柱泡沫层之上和泡沫层以下分别进行泡沫层分选和常规浮选。试验对比结果表明,粗细粒级差异化给矿提高了浮选柱精矿回收率,对粗颗粒矿物回收效果提升更为显著。     

拜尔法氧化铝赤泥浮选工艺研究

对郑州铝厂拜尔法产生的氧化铝赤泥使用浮选再回收的问题进行了研究。扫描电镜和筛析研究表明;氧化铝在赤泥各粒级中呈不均匀分布,粗粒级含Al_2O_3较高,细粒级含Al_2O_3较低。铝矿物以一水硬铝石为主,约占70～85％,它被水云母、水合钙铝硅酸盐和细分散态的铁的氧化物所包裹,矿粒表层以Ca、Fe、Si为主。因此,若用浮选法回收拜尔法氧化铝赤泥,就必须对试料进行分级和再磨,剥离表面覆盖层,并创造新生表面。+0.043mm粒级浮选后的精矿产品含Al_2O_352.75％,作业回收率77.85％,铝硅比7.53,基本达到浮选回收极限。-0.043mm粒级的可选性很差。     

低品位硬岩铀矿石高柱浸出试验

对某硬岩铀矿石进行了10m高柱浸出条件试验,以便为原地破碎浸出采铀的工业性试验方案和施工设计提供参考和依据。试验结果表明,该矿石属较易浸出的矿石,不同高度、不同粒级的浸出液铀金属质量浓度、浸出率及酸耗规律明显:①高柱下部位置的铀金属质量浓度较高,特别是浸出初期浓度梯度变化显著,随着时间的延长,同一高度浸出液铀浓度变化趋缓。②不同高度的浸出液余酸变化规律说明前期耗酸多,中、后期酸耗较少。③越靠近矿堆上部的矿石浸出率越高,但顶部并非最高。④不同粒级的矿石浸出率不同,细粒级矿石浸出率高,-50mm的矿石的渣计浸出率(总浸出率)为82 1%,其中-15mm的矿石的渣计浸出率为90 2%。作者还建议采用间歇喷淋或滴淋布液方法,以提高矿堆浸出效果。     

某铀矿床矿石搅拌浸出试验

为了克服常规工艺高能耗、低效益的缺点,充分利用铀矿资源,针对某碱性铀矿石碳酸盐含量高、铀品位低的特点,开展了堆浸法提取铀的研究。首先进行了酸法搅拌浸出实验、碱法搅拌浸出实验、焙烧去除有机物实验、原矿加温浸出实验、焙烧矿石的加温碱法浸出实验研究。实验结果表明,在常温下的搅拌浸出其浸出率只有65%左右,加温搅拌浸出可达80%左右,找到了从这种低品位碱性铀矿石中浸出铀的有效方法,为下一步堆浸浸出试验研究提供了依据。     

攀枝花某选铁尾矿窄粒级选钛试验

攀枝花密地选钛厂以钒钛磁铁矿选铁尾矿为原料进行钛的回收。选钛原料粒度分布宽,Ti O_2品位9.54%,钛主要以钛铁矿的形式存在。针对原粗、细分级—两段强磁选—浮选原则流程选别指标差的问题,对选钛原料进行窄粒级选钛试验。结果表明:选钛原料经1 mm隔渣后,分级为粗粒级(+0.1 mm)、细粒级(0.038~0.1 mm)和超细粒级(-0.038 mm),对粗粒级和细粒级采用磁选—浮选原则流程进行选钛试验,最终可分别获得产率5.05%、Ti O_2品位47.32%、回收率25.05%的粗粒钛精矿和产率6.41%、Ti O_2品位47.29%、Ti O_2回收率31.76%的细粒钛精矿;超细粒级经悬振—2次粗选浮硫—1粗3精选钛开路流程试验选别,可获得产率0.53%、Ti O_2品位47.13%、回收率2.60%的超细粒钛精矿。各粒级钛精矿合并为Ti O_2品位47.30%、回收率59.41%的合格综合钛精矿,相比原工艺流程,Ti O_2回收率提高24个百分点左右,说明窄粒级选钛能显著加强钛铁矿的回收,大幅度提高钛精矿回收率,实现了选铁尾矿钛的高效回收利用。     

某玄武岩型难选氧化铜矿浮选-浸出联合工艺研究

采用浮选?浸出工艺处理含铜0.94%的玄武岩型氧化铜矿,该铜矿物氧化率高,嵌布粒度较细,属于低品位难选氧化铜。通过硫化浮选法回收部分氧化铜矿及硫化铜矿,可得到品位为16.2%,回收率为50.7%的浮选铜精矿,通过硫酸浸出法回收浮选尾矿中的细粒级铜矿物,浸出率达87%,此浮选-浸出工艺实现了铜矿物的有效回收。