内蒙某钽铌尾矿回收锂云母工艺研究

内蒙某钽铌尾矿含有大量的锂云母矿物,尾矿中的脉石矿物主要为长石、石英类硅酸盐矿物,矿石中的细泥(含原生细泥和磨矿产生的次生细泥)矿物制约锂云母浮选精矿品质的提高。对含Li2O 1.02%的钽铌尾矿,采用尾矿脱泥-锂云母浮选(一次粗选、一次选扫)的工艺流程,锂云母浮选采用碳酸钠作调整剂,椰油胺+MC-2作组合捕收剂,获得锂精矿含Li2O 5.02%,达到优质锂盐级标准;锂精矿对钽铌尾矿回收率为74.82%,有效实现了尾矿中锂资源的综合回收利用。     

硫化技术在重金属固废综合利用方面的研究

重金属固废的综合利用价值较高,但是当前综合利用技术处于实验室水平较多,工业可行性较低;参考“硫化-浮选”工艺,重金属的硫化技术成为该工艺能否在固废综合利用方面应用的关键。本文在介绍了表面硫化技术、机械硫化技术、水热硫化技术、硫化沉淀技术和硫化焙烧技术及其在天然矿物方面应用的基础上,总结硫化技术在重金属固废(废渣、飞灰和污泥为主)综合利用方面的适用性和研究进展;进一步讨论五种硫化技术在重金属固废综合利用方面的优缺点,指出针对不同理化性质的固废应选择不同的硫化技术;最后得出硫化技术的发展方向为明确硫化物的晶体和表面性质等和可浮性之间的关系,明确硫化率的影响因素,掌握硫化物晶体结构和表面性质的调控技术。     

某富含蛇纹石的低品位难选铜镍矿选矿工艺研究

针对某铜镍矿铜镍品位低,铜镍矿物嵌布粒度微细,共生关系复杂,蛇纹石含量高等特征,开展了选矿工艺试验研究。试验结果表明,采用预先脱除脉石-铜镍混合浮选流程,通过对含Ni 0.51%、含Cu 0.20%、含Co 0.02%的原矿进行选择性磨矿,利用MIBC预先脱除部分易浮脉石,碳酸钠作矿浆pH调整剂,CMC作MgO脉石的抑制剂,硫酸铜和丁基黄药分别作铜镍矿物的活化剂和捕收剂,全流程浮选闭路试验获得了含Ni 7.78%、Cu 2.91%、Co 0.24%,回收率分别为Ni 72.98%、Cu 66.57%、Co 51.29%的铜镍混合精矿。该工艺流程获得了较好的选别效果,实现了铜、镍、钴的有效回收。     

某钼-钨-金矿工艺矿物学及选矿研究

通过化学分析、光学显微镜观察、自动矿物分析仪(MLA)分析等手段，对内蒙古某钼、钨、金稀贵多金属矿进行了工艺矿物学研究。结果表明，矿石中可供选矿回收的有价元素为钼、钨及金；该矿石中钼(钨)矿物以氧化钼矿物-钼钙矿和钼钨钙矿-白钨矿为主；极少量辉钼矿，矿石中金矿物载体多，金主要与铋矿物密切相关，常与自然铋、泡铋矿、氟碳铋钙石紧密连生，金的粒度较细，嵌布关系复杂。脉石中高岭土、绢云母、绿泥石等粘土类矿物含量较高，在磨矿过程中极易产生泥化，进而会恶化浮选环境，影响选别指标。针对该矿石特点，采用“硫化矿浮选-氧化钼钨矿浮选-氧化钼钨浮选中矿再选”工艺流程进行选别，有效实现了矿石中钼、钨、金的综合回收利用。     

某锌精矿降砷工艺研究

以石灰为抑制剂、硫酸铜为活化剂、丁基黄药为捕收剂,通过锌中矿顺序返回的流程,对某硫化铅锌矿的优先选铅尾矿进行选锌,获得的锌精矿含砷大于0.7%。采用锌硫等可浮流程后,降低了石灰用量,减小中矿循环量,取得了良好的浮选指标,锌精矿含锌49.58%、锌回收率90.58%,锌精矿含砷降低至0.27%。通过浮选流程结构优化,达到了锌精矿降砷的目的。     

难选富银铅锌矿浮选新工艺研究

某难选富银铅锌矿,黄铁矿和毒砂含量高达74%,方铅矿局部氧化,铅锌硫矿物间可浮性差异较小,原工艺添加少量石灰,采用丁基黄药为捕收剂,进行分段粗选和精选,流程结构复杂、分选指标低,铅精矿品位<45%、铅回收率<65%,银在铅精矿中回收率<55%,锌精矿品位<45%、锌回收率<60%,锌精矿含砷>0.5%;新工艺采用增大铅粗选石灰用量、使用GYD作为铅矿物捕收剂、粗精矿集中精选三项措施,简化了流程结构,扩大试验获得良好的浮选指标,铅精矿产率5.36%,铅品位62.23%,含锌3.14%,铅回收率82.40%,含银2214 g/t,银回收率72.02%;锌精矿产率8.04%,锌品位50.45%,含铅1.04%,含砷0.081%,锌回收率88.94%。相比原生产指标：铅精矿品位和回收率提高17%以上,铅精矿中银回收率提高17%以上;锌精矿的品位提高5%以上,锌回收率提高18%以上,锌精矿砷含量下降0.42%以上。当银以包裹体赋存于铅矿物中时,适当增加石灰用量,有利于铅与锌硫分离,改善分选指标。     

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。     

油酸钠和十二烷基磺酸钠浮选氟碳铈矿的机理研究

采用单矿物试验的方法,分别以油酸钠和十二烷基磺酸钠为捕收剂,研究了氟碳铈矿的浮选行为,并通过红外光谱研究了油酸钠和十二烷基磺酸钠对氟碳铈矿的捕收作用机理.研究结果表明,当矿浆pH=8.5、油酸钠用量为15.2mg/L时,氟碳铈矿浮选回收率为99.77%;当矿浆pH=7,十二烷基磺酸钠用量为27.2mg/L,2号油用量为14mg/L时,氟碳铈矿浮选回收率为90.00%;红外光谱分析结果表明,油酸钠在氟碳铈矿表面可能发生了化学吸附,十二烷基磺酸钠则为物理吸附.     

高频振动细筛在铜多金属矿中的应用

宜丰新庄铜多金属矿原分级工艺采用螺旋分级机和水力旋流器组合,浮选给矿呈现细粒级过磨及粗粒级解离度偏低的问题由于黄铜矿单体解离度低,而使分选指标偏低.为了解决黄铜矿的单体解离问题,提高铜精矿回收率,对磨矿分级系统进行改造.将原分级工艺改造为水力旋流器和高频振动细筛的组合流程,改造后的细粒级过磨与粗粒级解离度偏低现象得到改善,提高了黄铜矿的解离度和分选指标.浮选给矿中黄铜矿单体解离度由改造前的78.20%提升至82.50%,分级工艺中采用高频振动细筛后,使铜精矿的铜平均品位提高了1.3个百分点、铜平均回收率提高了2.1个百分点,平均新增效益为357万元/年.实践证明,高频振动细筛应用于铜多金属矿分级在技术和经济上是可行的.     

含稀土磷灰石综合利用技术研究

全球年产磷矿石约2.5亿吨,磷矿普遍含REO 0.1%～1%,稀土在磷矿中含量达10万吨,潜在经济价值巨大。含REO 2.60%、P₂O₅ 20.75%的某稀土磷灰石,主要的稀土矿物为独居石、直氟碳钙铈矿和氟碳铈矿等,矿物偏微细,主要分布于0.0001 mm～0.0800 mm粒级;稀土元素比较分散,53%分布于稀土矿物,25%分布于磷灰石中;主要的磷矿物为磷灰石,粒度偏粗,主要分布于0.01 mm～0.32 mm粒级,95%的磷赋存在磷灰石中。采用物理富集工艺富集含稀土磷灰石精矿,产率54.75%,含REO 2.60%、P₂O₅ 33.42%、Fe 4.34%,REO和P₂O₅回收率分别为56.04%和88.18%。硝酸分解磷精矿-氨水沉淀分离稀土与富磷浸出液;稀土沉淀采用硫酸酸化-水浸-复盐沉淀制备稀土复盐产品,稀土复盐含REO 40.18%,回收率85.73%;富磷浸出液采用稀土沉淀废液(富含Na₂SO₄)...