四川某锂辉石废石重介分选

这是一篇矿物加工工程领域的文章。研究对象为四川某锂辉石废石,根据该锂辉石废石的矿物特性,对该锂辉石废石三种不同入料粒度(-15+0.5 mm、-10+0.5 mm、-5+0.5 mm)分别进行实验室重液分选实验,实验结果表明,该锂辉石废石采用重液分选效果较好,且以-10+0.5 mm作为后续重介实验的入料粒度范围,并选择2.70 g/cm^(3)作为分选密度时,重液分选指标相对较好,但根据实际生产重介分选实验结果,最终在入选粒度为-15+0.5 mm,介质密度为2.0 g/cm^(3)时,分选指标相对较好。

基于双隐含层BP神经网络的某金矿回收率预测研究

为掌握某金矿选矿工艺影响因素对金实际回收率的作用规律并预测金的回收率,采用正交试验方法开展了金矿浮选试验,通过Pearson系数分析金回收率对不同工艺因素的敏感性,并利用双隐含层BP神经网络对金回收率进行预测。结果表明:生产过程中金回收率对不同因素的敏感性由大到小依次为2#油用量、Na2S用量、丁基黄药用量、CuSO_(4)用量和磨矿细度。在此基础上,选用2#油用量、Na_(2)S用量和丁基黄药用量3个主要影响因素,使用不同隐含层激活函数的BP神经网络对金回收率进行预测。预测结果表明:当使用“logsig”作为激活函数时,其拟合度与精度较高,拟合优度R2为0.9792,相对平均误差仅为0.666%,说明该模型能够较好地预测金回收率。研究结果对贵金属矿山生产中金属回收率的预测有一定的参考意义。

金矿选矿技术研究进展

为助力国内金矿选矿技术攻关,实现金矿资源的高效、合理化开发利用,通过梳理国内金矿资源分布情况及典型黄金矿山的重选法、浮选法、联合工艺和预处理选矿工艺的研究现状,针对性地总结了含碳高砷、高硫、难处理金矿的研究方向,为实现难选金矿资源的高效、合理化开发利用提供了思路。

吉林省某金矿石氰化浸出试验研究

吉林省某金矿具有嵌布粒度较细、包裹金含量较高的特点,矿石工艺类型为少硫化物石英脉型含金矿石,氰化浸出试验分别研究了磨矿细度、氧化钙用量、碱处理时间、氰化钠用量、浸出时间、矿浆浓度对该矿石浸出指标的影响。试验结果表明:当磨矿细度为-0.045 mm质量分数90%,氧化钙用量2.5 kg/t,碱处理时间1 h,氰化钠用量1 kg/t,浸出时间24 h,浸出浓度40%,氰化浸渣品位0.50 g/t,金浸出率可达到92.10%。

尼尔森选矿机富集机制对金矿分选效果的影响研究

尼尔森选矿机广泛应用于金矿选矿领域,查清重矿物富集机制对提高选矿效率具有重要意义。以甘肃某石英脉型金矿石(金品位为6.5×10^(-6))为原料,探究了MD3型尼尔森选矿机富集准数(X)与富集机制之间的关系,并考察了不同富集机制下的分选效果。结果表明:当X>9、5<X<9和X<5时,分别对应表面富集、置换富集和淘析富集;当富集锥转速为1465 r/min、水流量为3.0 L/min时,获得精矿金品位为124.4×10^(-6),金回收率为70.36%,选矿效果最好;该条件下粗、中粒金在底层富集环中置换富集,微、细粒金在上层富集环中以表面富集和钻隙沉降的方式富集。当富集准数X值过大时,床层压实,过载现象出现过早;当X值过小时,强烈的反冲水作用导致微、细金流失,二者均不利于金回收,在工业实践中应尽量避免。

基于T值映射的双能X射线透射识别矿石算法与分选技术研究

将与矿石原子序数相关的R值图像映射方法运用在矿物识别中能够较准确的识别矿石,但是由于R值的推导直接忽略了矿石厚度的影响,这必然会导致R值识别结果受厚度的影响较大,所以由R值算法为基础的图像映射方法必然存在一定的缺陷。而与矿石厚度及密度相关的T值算法保留了厚度和密度两个重要参数,因此使用T值识别算法得到的图像信息量将会更多。使用T值图像映射方法对采集到的双能X射线透射矿石的图像进行验证。首先,对铝和铜试件进行T值与R值曲线拟合识别算法的优劣对比,经过试验可知,R值曲线拟合的相关系数分别为0.900 24和0.880 31,而T值曲线拟合的相关系数则分别达到了0.998 4和0.991 16,因此可得出T值识别算法相对减小了厚度对物质识别的影响且T值算法相比R值算法更优。本文在此研究的基础上提出一种基于T值的图像映射方法。该方法首先利用灰度值来代替信号强度值计算出T值,得到由T值作为等大小的灰度图像,然后再先后使用数学形态学图像处理以及中值滤波技术对图像进行清晰化处理,最后使用RGB伪彩色处理得到最终的图像。经过试验对比可知,T值图像映射方法相较于R值图像映射方法不仅在运行速度上得到了提高,而且在图像清晰度以及矿石识别的准确率上都得到了较好的提升。

磷酸铵镁沉淀法去除铜-氨-硫代硫酸盐浸金尾液中的氨氮

硫代硫酸盐法被认为是目前最有希望取代氰化法的提金方法,但浸金尾液中残留的大量氨氮具有潜在环境风险,成为该法产业化应用瓶颈之一。研究了磷酸铵镁沉淀法对硫代硫酸盐浸金尾液中氨氮的去除效果,考察了n(Mg)∶n(N)∶n(P)、pH值、时间、硫代硫酸根和铜离子浓度对铜氨脱除性能的影响,探讨了磷酸铵镁热解中NaOH投加量、热解时间和温度的影响及热解产物循环除氨的可行性。结果表明,在常温、pH=10,n(Mg)∶n(N)∶n(P)=0.9∶l∶0.9、反应时间为45 min条件下,硫代硫酸盐浸金尾液中的氨氮去除率可达95.28%,所得沉淀物在120℃、n(NH_(4)^(+))∶n(NaOH)=1∶2的条件下进行3 h热解反应可脱除99.80%的氨氮,该热解产物具有良好的循环除氨性能。

浮选槽液位高度和泡沫层厚度测量系统设计

在金矿浮选过程中,矿浆液位高度和泡沫层厚度是一个关键的技术参数,对金矿的出金率有很大影响。针对浮选槽中泡沫层厚度难以测量的问题,设计了一种基于阻抗测量的金矿浮选槽液位高度及泡沫层厚度测量系统。该系统使用32个电极测量31组阻抗数据,根据浮选槽矿浆与泡沫导电性能不同的特点,通过阻抗分析仪判断各电极所处位置并计算得出液位高度和泡沫层厚度。经实验验证,该系统可直接测量出液位高度和泡沫层厚度且效果理想,为金矿浮选中液位的实时控制提供了基础。

碳质金精矿与氰化尾渣协同焙烧—磁选富集分离金铁研究

针对碳质金精矿含碳量高导致金浸出率低和氰化尾渣含铁量高,造成资源浪费的问题,提出了碳质金精矿与氰化尾渣协同焙烧—磁选技术,分离并回收金、铁。研究结果表明,在碳质金精矿与氰化尾渣质量比为1∶1、焙烧温度为800℃、焙烧时间为60 min、碳酸钙质量分数为10%、磨矿细度为-0.074 mm占90%、磁场强度为0.20 T的条件下,平均金浸出率为82.47%,铁精矿铁平均品位为60.15%、平均铁回收率为75.58%。在焙烧过程中,碳质金精矿中碳质物、黄铁矿作为还原剂将氰化尾渣中赤铁矿还原为磁铁矿,降低了碳质物的“劫金”作用和黄铁矿对金矿物的包裹,对氰化尾渣中铁矿物进行回收的同时,也显著提高了金浸出率。该方法一举实现了碳质金精矿和氰化尾渣的综合回收利用,成本低廉、工艺简单,为碳质金精矿资源的综合利用提供了新思路。

重选-浮选联合工艺回收硫氧混合型矿石中的铜、金

老挝某硫氧混合型铜矿矿石铜品位1.23%,铜氧化率为26.02%,含金3.03 g/t,大部分金以粒间形式和包裹形式存在。矿石中含有10%明金,可采用重选将其预富集,硫化铜矿物及其它形式金矿物占比大,宜进行浮选。采用重浮联合流程对铜、金进行综合回收,避免明金的损失,获得技术指标为:重选精矿金品位高达915.50 g/t、金回收率12.09%;在活化剂采用硫化钠1000 g/t+硫酸铵500 g/t、捕收剂采用戊基黄药60 g/t+丁基铵黑药60 g/t最佳工艺参数条件下,浮选精矿中铜品位达27.48%、作业回收率为91.38%,金品位为59.25 g/t、作业回收率为90.93%,很好地实现了对铜、金的综合回收。

细泥尾矿中浮选回收锂云母试验研究

宜春地区堆积着大量富含锂云母(Li_(2)O)的细泥尾矿,由于粒度细、品位低,从中有效回收锂云母资源一直是浮选难题。针对宜春地区某锂云母浮选前脱泥产品,其中-0.075 mm粒级产率占87.00%,原矿Li_(2)O品位低至0.38%,进行了锂云母浮选工艺流程试验研究。分别采用“预先脱泥—浮选”、“加药不强搅拌浮选”和“加药强搅拌预处理浮选”三种浮选流程进行对比试验,研究结果表明,通过加药强搅拌预试验可以改变矿物表面的物理化学性质,有助于实现锂云母的有效富集。通过浮选条件试验选择碳酸钠作为调整剂、六偏磷酸钠作为抑制剂、YM6-1作为捕收剂,通过“一粗一精两扫”的闭路浮选流程最终可以获得Li_(2)O品位为2.01%、回收率为60.62%的锂云母精矿,选别指标良好,成功实现了锂云母细泥中的锂云母资源的高效回收,为宜春目前大量堆积的锂云母细泥尾矿有效回收提供了理论依据。

西藏南部地热型锂资源特征与分布规律

这是一篇矿业工程领域的论文。西藏南部是我国高温地热带的主要分布区之一,拥有丰富的地热资源。地热水化学分析测试结果显示,西藏南部高温地热带地热水中的锂含量最高可达34.51 mg/L,地热锂的相对丰度明显优于北美西部高原的克莱顿谷和南美安第斯高原的乌尤尼等世界典型的高原型盐湖卤水锂的相对丰度的盐湖卤水,镁锂比大部分小于3,有利于卤水提锂。西藏南部高温地热带地热水中锂含量较高的区域均分布在雅鲁藏布江缝合带及其以南地区,与富锂岩石的分布范围一致,同时雅鲁藏布江缝合带及其以南地区地热水的Cl-Na型地热水比北部的更多,南部地热水的TDS更高,循环路径更长。根据地热水的氢氧稳定同位素和周围富锂盐湖卤水中锂的物源推断了地热水锂的物源主要有两种,分别是地热水对富锂岩石的溶滤作用和岩浆分异过程中形成的富锂岩浆热液。

某卡林型金矿选矿试验研究

某金矿石金品位为3.20 g/t,是主要的回收元素,其中伴生锑可作为综合回收对象。矿石中金的化学物相分析结果表明,矿石中金主要被硫化物包裹,占80.51%,其次被氧化物包裹,占11.58%,单体金和连生金较少,只占4.24%。矿石中主要矿物为石英和方解石、铁白云石,其次为绢云母、长石、黄铁矿及高岭石、伊利石等黏土矿物,此外还含有少量金红石、榍石、毒砂、磷灰石等矿物。针对矿石性质,在原有工艺流程和药剂制度的基础上,开展了浮选条件试验,获得的最佳工艺参数为:磨矿细度-0.074 mm占84.6%、碳酸钠用量为2000 g/t、硫酸铜用量为200 g/t、硝酸铅用量为150 g/t、丁基黄药用量为150 g/t。当磨矿细度为-0.074 mm占84.6%时,采用最佳药剂制度,通过一粗三精二扫、中矿循序返回工艺流程,获得精矿金品位46.14%、金回收率90.91%,尾矿金品位为0.29 g/t。对尾矿进行镜下鉴定,工艺矿物学分析结果表明,尾矿中流失的金主要是硅酸盐包裹金、单体及连生体金,尤其是硅酸盐包裹的金未能回收。对浮选尾矿进行粒度组成和金的分布研究,结果表明,+0.044 mm粒级产率为30.38%,金的分布率为30.90%,可探讨采用重选工艺回收的可能;-0.025 mm粒级的产率为58.45%,金的分布率为60.07%,粒度过细,很难通过浮选的方法回收。试验结果为该金矿的浮选回收奠定基础,对选矿生产具有指导意义。

河南某微细粒复杂难选金矿回收金试验研究

河南某金矿石含金1.91 g/t,为主要有价元素,现场经浮选处理后尾矿中仍含金0.43 g/t,有较多损失,为进一步降低尾矿中金的含量,提高金的回收率,对原矿进行了详细的工艺矿物学分析。结果显示,矿石中含金矿物主要为银金矿,载体矿物主要为黄铁矿,脉石矿物主要为石英、长石、云母、白云石等,金的嵌布粒度整体较细,绝大部分在10μm以下,选别难度较大。针对矿石性质,进行了磨矿细度、矿浆pH值、分散剂用量、活化剂用量、捕收剂种类及用量、起泡剂用量等条件试验和金回收的闭路试验。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占85%、矿浆pH自然状态、分散剂六偏磷酸钠用量为300 g/t、活化剂组合硫酸铜和KDH01用量分别为100 g/t和50 g/t、捕收剂丁基黄药用量为200 g/t、起泡剂MIBC用量为40 g/t的条件下,原矿采用“一次粗选—两次扫选—两次精选”流程,中矿采用循序返回方式,扫选药剂用量依次按粗选药剂用量减半添加,精选不加药,全流程闭路试验最终可获得金品位30.63 g/t、回收率86.28%的金精矿产品,尾矿中金品位降至0.28 g/t,显著提高了金的回收率,回收效果较好,同时,自研活化剂KDH01对该金矿有较好的适用性,增加了矿物表面活性位点,增强了浮选效能,有效指导了实际生产。

卡林型金精矿加压氧化—铁矾分解—非氰提金研究

某卡林型金精矿为典型难处理金精矿,绝大部分金被黄铁矿和砷黄铁矿包裹,直接浸出时金浸出率仅为7.8%。针对卡林型金精矿提金困难、氰化提金污染严重等问题,创新性提出了加压氧化—铁矾分解—非氰提金方法。卡林型金精矿经加压氧化预处理和铁矾分解处理可实现包裹金的高效解离,氧压渣和破矾渣在反应时间2 h、活性炭用量50 g/L、搅拌速度400 r/min、温度30℃、pH值1.3~1.5、空气流量2 L/min、液固比4∶1、硫脲用量4 g/L条件下,金浸出率分别为76.2%和86.1%,实现了卡林型金精矿的高效、清洁提取。

含铜络离子对硫代硫酸盐法提金过程影响

硫代硫酸盐法是一种绿色、高效的提金方法,含铜氨性硫代硫酸盐体系是常见的硫代硫酸盐提金体系。该体系中,铜离子可与氨和硫代硫酸根离子分别形成四氨合铜络离子和硫代硫酸铜络离子,这些络离子不仅在金矿物溶解过程中起着至关重要的作用,同时也会对回收过程中金的沉积与吸附产生一定影响。介绍了硫代硫酸盐法提金机理及含铜络离子在提金过程中的作用,并分析了几种常见提金方法中含铜络离子对金回收过程的影响。同时,指出了从硫代硫酸盐贵液中回收金的发展方向。

某钼选矿厂贮矿设施的选择分析

在设计过程中,对于粗矿堆与粗矿仓的选择始终没有统一的规定。本论文基于某钼矿选矿升级改造项目,通过对粗矿堆、粗矿仓的详细比较分析,最终择优选择直径85 m圆锥形粗矿堆作为最终方案。通过对厂区总平面布置分析,确定粗矿堆位于汶浴河西岸、秦岭生态红线以南。通过河流改道,满足矿堆建设要求。

甘肃某含砷锑难处理金矿选矿试验研究

针对甘肃某含砷锑难处理金矿现场浮选过程中选别指标低的问题,开展了矿石工艺矿物学研究。在此基础上,进行了重选、浮选、中矿再磨再选、尾矿氰化浸出等试验研究,最终形成了尼尔森重选—中矿再磨再选—尾矿氰化浸出的联合工艺流程。采用该流程,精矿金品位可达50.05 g/t,金综合回收率可达93.89%。较单一浮选工艺流程,该联合工艺流程的金回收率提高30百分点以上,为现场工艺流程改造提供了可行的技术方案。

10万t/a磷石膏浮选脱硅生产技术

磷石膏综合利用及无害化堆存已成为湿法磷酸加工产业可持续发展的重要因素。如何实现副产磷石膏多元化再利用和安全性处置将决定湿法磷酸生产企业未来的命运。根据云南湿法磷酸加工产业的实际生产情况,采用浮选工艺对磷石膏进行浮选脱硅处理,使其达到并满足建筑材料生产的要求,为磷石膏精制处理,实现再利用奠定良好基础。

国外某低铜锌高硫复杂金银矿选冶综合回收试验研究

针对国外某金银矿中黄铁矿含量高、铜锌品位低(Cu 0.11%、Zn 0.22%)、部分金以硫化矿粒间金及裂隙金赋存,银矿物种类多而杂的特点,采用“尼尔森重选-铜优先浮选-全硫混浮抛尾-全硫精矿细磨浸出-氰化尾渣选锌”的选冶联合新工艺,实现了该矿中金、银矿物的绿色分类快速提取和伴生低品位铜、锌矿物的高效综合回收。选冶全流程试验获得总回收率:Au 91.0%、Ag 77.3%、Cu 77.5%、Zn 63.2%,其中重选金银精矿含Au 41523.71 g/t、Ag 13763.36 g/t,铜精矿中含Au 400.8 g/t、Ag 5429.00 g/t、Cu 21.19%,锌精矿中含Zn 35.14%,全硫混浮尾矿(抛废)产率为74.6%。