离子型稀土矿抑杂浸出中抑铝剂的研究

研究了在抑杂浸出过程中添加抑铝剂对稀土浸出的影响，筛选出了适宜的抑铝剂．所筛选出的抑铝剂能适应于我国南方不同类型离子型稀土矿，抑铝剂的添加几乎不影响稀土的浸出率．通过抑杂浸出得到的浸出液中铝离子含量小于2mg／L，去除率达到98％以上，铁离子含量小于0．3mg／L，该浸出液无需净化直接用碳酸氢铵沉淀得到的碳酸沉淀稀土符合生产质量要求．稀土产品质量达到国内现行标准，有效地简化了生产流程，并能减少5％-15％的稀土损失．

青海某低品位难选铅锌矿石合理选矿流程的探索

青海某铅锌矿铅锌品位低,铅矿物与锌硫矿物共生关系密切,属于难选低品位铅锌矿石,采用优先浮选工艺方案对该矿石进行了小型试验.试验结果表明,优先浮选工艺方案利用铅矿物与锌硫矿物可浮性差异较大的特点,采用石灰、亚硫酸钠和硫酸锌等抑制锌硫,以乙硫氮为铅捕收剂,进行铅矿物的优先浮选,选铅尾矿脱水后调节矿浆pH值至10.5左右,用硫酸铜作为活化剂来活化铁闪锌矿选锌,试验在原矿含铅2.27%,含锌1.17%的条件下,取得了铅精矿含铅50.87%,铅回收率为78.33%,锌精矿含锌45.30%,锌回收率为70.47%的技术指标.

新疆某复杂低品位氧化铅锌矿选矿工艺

新疆某氧化铅锌矿,原矿含铅0.14%,含锌2.00%,铅氧化率37.86%,锌氧化率为35.42%,矿石铅锌含量低、氧化率较高,属低品位氧化铅锌矿。采用洗矿脱泥的浮选工艺方案,获得铅品位为43.18%、铅回收率为25.04%的铅精矿,锌品位为42.99%、锌回收率为90.3%的氧化锌精矿,实现铅锌资源的有效回收。

磁处理对碳酸氢铵沉淀稀土母液体系的影响

将磁处理技术应用于碳酸氢铵沉淀稀土母液过程中,研究结果表明,采用合适的磁处理条件能提高稀土的纯度3%～4%,并得到晶型碳酸稀土。为淋积型稀土矿山的工艺改进,矿山的综合效益提高开辟了一条较好的途径。

Ca(ClO)_2与腐殖酸钠对黄铜矿和黄铁矿浮选的影响

纯矿物试验和人工混合矿试验表明,Ca(ClO)2与腐殖酸钠都对黄铁矿具有很好的抑制作用,而不抑制黄铜矿,二者组合使用能更加有效抑制黄铁矿。根据杨氏方程结合接触角的测定结果,计算矿物表面润湿能,结果说明腐殖酸钠和Ca(ClO)2组合抑制剂对黄铁矿的良好的抑制性能,是二者协同作用的结果。

福建某低品位钾长石矿石选矿试验

为了给福建某低品位钾长石矿石的开发利用提供依据,对该矿石进行了选矿试验。结果表明,以硫酸为调整剂、十二胺+柴油为浮云母的捕收剂、氢氟酸和十二胺分别为浮钾长石的活化剂和捕收剂,采用强磁选除铁—脱泥—浮选除云母—钾长石与石英浮选分离工艺处理该矿石,可以获得K2O含量和回收率分别为9.84%和82.82%的钾长石精矿及SiO2含量和回收率分别为98.80%和26.07%的石英精矿,钾长石精矿达到陶瓷工业对一级品钾长石原料的质量要求,石英精矿符合玻璃工业对低档石英砂原料的质量要求。

硫化银在[Bmim]HSO_4-Fe_2(SO_4)_3-硫脲体系中的浸出动力学

通过试验研究了硫化银在[Bmim]HSO4-Fe2（SO4）3-硫脲体系中的浸出动力学。试验考察了硫脲浓度、搅拌强度、浸出温度对银浸出率的影响,研究结果表明,硫脲浓度对银浸出率影响较大,银的浸出率随硫脲浓度增大呈直线增长趋势,当浓度达到0.16mol/L后,增长趋势减缓。提高温度能显著提高银浸出速率和浸出率,当温度从298 K升至328 K时,浸出率由61.21%提高至82.91%,所需浸出时间也由18 h缩短至15 h;搅拌强度对银浸出率有一定影响,但影响有限。浸出动力学研究表明,采用外扩散控制动力学方程和内扩散控制动力学方程分别进行拟合,表明银浸出过程在298~328 K温度范围内符合＂未反应核收缩＂模型,浸出过程主要受内扩散步骤控制,浸出过程的表观活化能为27.99 kJ/mol。

福建某含银多金属矿工艺矿物学及银的高效回收

利用MLA自动矿物分析仪（Mineral Liberation Analyzer）对福建某银多金属矿进行工艺矿物学研究,并根据银及铜铅锌矿物嵌布特征和赋存状态,选择合理的浮选原则流程,实现回收铜铅锌主金属的同时高效回收共伴生银。工艺矿物学研究表明,该银多金属矿黄铜矿与方铅矿共生关系密切,铁闪锌矿结晶粒度粗大,与硫铁矿物和脉石矿物连生。矿石中55.93%的银以辉银矿单体形式存在,其他银与铋、铅、硫元素形成硫银矿和辉铋银铅矿等以微细包裹体或类质同象形式存在于黄铜矿、铜蓝及部分方铅矿中,黄铜矿、硫银铋矿、方铅矿中的银分布率分别为29.96%、8.18%、4.53%,因此提高铜铅回收率是银高效回收的关键。浮选试验表明,对铜捕收能力强的Z-200与对铅矿物捕收能力强的SN-9#组合使用可以获得较高的铜铅回收率,银回收率与铜铅回收率具有相关性,铜铅回收率高时银回收率也高。当磨矿细度为-74μm占70%,以SN-9#和Z-200组合捕收剂浮选铜铅矿物,以石灰调节矿浆p H值在10~11,可以获得含银3 704.1 g/t,银回收率90.26%的铜铅混合精矿。

组合捕收剂提高钨细泥浮选回收率的试验研究

针对钨细泥钨回收率低、金属流失严重的问题,对某钨矿钨细泥进行全浮选试验。结果表明:捕收剂苯甲羟肟酸与731氧化石蜡皂组合使用,既能有效回收黑钨矿,也能有效回收白钨矿,在pH值为7～8的弱碱性条件下,钨的回收率达到86.01%,比常规的重选方法高20个百分点以上。两种捕收剂的联合使用提高了钨的综合回收率。

酒石酸对离子型稀土矿杂质浸出行为的影响

为提高稀土浸出过程的选择性,以酒石酸为抑杂剂考察其对硫酸铵浸出稀土时浸出行为的影响。结果表明,以硫酸铵为浸出剂、酒石酸为抑杂剂浸出不同种类稀土矿时,与单独以硫酸铵作浸出剂相比,浸出液中铝、铁去除率可达90%以上,且不影响稀土浸出率。对酒石酸与Al^(3+)、Fe^(3+)的溶液化学计算和分析结果表明,3<pH<6时,酒石酸可解离出与金属离子稳定络合的配位离子C_4H_5O_6^-、C_4H_4O_6^(2-),与离子型稀土矿浸出时矿石表面解离出的Al^(3+)、Fe^(3+)生成难溶络合物而提高稀土浸出的选择性,浸出过程酒石酸络合铁离子与铝离子的适宜pH范围为4~5。

不同因素对黄铜矿、黄铁矿浮选分离动力学影响

以动力学参数K(浮选速率系数)为依据,来评判黄铜矿、黄铁矿快速浮选分离的可能性.首先,在不同矿浆浓度、浮选粒度及浮选机转速等条件下考察黄铜矿和黄铁矿纯矿物K值的变化,在一定程度上阐释了黄铜矿、黄铁矿快速浮选分离的动力学机理及其可能性;同时,为使黄铜矿、黄铁矿快速浮选分离技术在工业上具有适用性,进一步研究黄铜矿与黄铁矿组成的2种粒级的混合矿在适当浮选条件下的动力学特性.结果表明,控制适当的浮选条件,可扩大黄铜矿与黄铁矿之间的浮选速率差异,从而实现黄铜矿的快速优先浮选.

某地高铁钾长石选矿试验研究

针对福建某钾长石矿,先采用高梯度磁选机进行除铁试验,然后在酸性条件下(pH值2～3),进行长石石英浮选分离试验,获得长石精矿含K2O 9.75%和Na2O 4.36%。为了进一步提高钾长石中K2O的含量,采用氯化钠做抑制剂实现钾长石与钠长石分离,最终获得了含K2O13.01%,Na2O 2.18%和0.17%Fe2O3的钾长石精矿。

用高效捕收剂QF提高某金铜矿金回收率的研究

针对某金铜矿山矿石性质复杂,金铜回收率较低的问题,采用新型高效的捕收剂QF对该矿矿石进行浮选。实验结果表明,采用QF作为该金铜矿石的捕收剂,可提高铜回收率3%以上,提高金回收率10%以上,QF对提高金铜矿石的浮选指标,特别是对提高金的回收率具有很好的效果。

提高某铜金矿铜金回收率的试验研究

针对吉林某铜金矿山矿石性质复杂、铜金回收率偏低,尤其是金回收率较低的问题,采用新型高效的捕收剂QF对该矿矿石进行浮选,将金富集在铜精矿中回收,提高铜回收率3%以上,提高金回收率超过10%以上。

矿物加工课程设计的改革初探

矿物加工课程设计是矿物加工专业教学的重要组成部分,对强化学生专业实践能力具有重要意义。但目前课程设计中存在着时间紧、内容繁杂、考核方式单一等问题,为提高课程设计的教学效果,笔者采用提前布置设计题目、多渠道辅导和答疑、应用计算机、网络进行设计、动态考核等方式方法改革矿物加工课程设计,提高了课程设计的教学效果。

某难浸银精矿强化浸出试验研究

针对某难浸银精矿铜含量高,嵌布特性复杂,常规工艺浸出率低的特点,提出石灰+硫酸铵预处理-一段不磨-二段再磨强化浸出工艺,并对强化浸出机理进行了研究.试验结果表明在不增加磨矿成本和氰化物用量的条件下,该工艺能获得74%以上的浸出率,比现场指标提高了9%,具有实际指导意义.

提高铜金矿回收率的试验研究

针对某铜金矿山回收率偏低,尤其是金回收率较低的问题,采用新型高效的捕收剂QF对该矿矿石进行浮选试验,将金富集在铜精矿中回收,结果铜金回收率分别提高3%和10%以上。

贵州与广东省企业签署铝土矿资源合作勘查协议

研究了磁化处理对斑岩型原生硫化铜矿和高硫次生硫化铜矿浮选的影响。试验结果表明,经磁化处理后铜的回收率分别提高了5-6和2-3个百分点。分析了在不同的磁化时间、磁场强度和循环磁化次数下铜回收率均有极大值,其中磁场强度影响最大。而磁处理改善了矿浆中的溶解氧量增加,使硫化矿表面生成更多的疏水物质,同时浮选药剂的离解度、分散度在磁场的作用下增加,可能是提高铜回收率的主要原因。

银精矿在[Bmim]HSO_4离子液体—硫脲体系中的浸出行为

用[Bmim]HSO4离子液体取代硫酸进行了硫脲浸取银精矿的浸出行为研究。考察了磨矿细度、[Bmim]HSO4浓度、硫脲浓度、Fe3+浓度、液固比、浸出时间等对银浸出率的影响。结果表明,在磨矿细度-0.043mm占80%、硫脲浓度0.18mol/L、[Bmim]HSO4浓度0.3mol/L、Fe3+浓度7.5mmol/L、液固比3∶1、浸出时间18h的最优条件下,银浸出率可达到73.96%。在[Bmim]HSO4-硫脲、H2SO4—硫脲和氰化体系中,[Bmim]HSO4—硫脲体系不但银浸出率最高,而且浸出时间最短。

Leaching behaviors of iron and aluminum elements of ion-absorbed-rare-earth ore with a new impurity depressant

Ion-absorbed rare-earth ore is an important mineral resource which is widely extracted by in-situ leaching process. And such process generates a significant amount of impurities such as aluminum and iron ions in leaching solution simultaneously. The surface characteristics and interactions by infrared spectroscopy and X-ray diffraction were studied to optimize the leaching conditions. It is found that the environment-friendly depressant LG-01 can react with the impurity ions through the formation of a new complex on the surface of leaching residues. Thus, it reduces significantly the concentration of impurity ions in leaching solution and improves the leaching rate of rare-earth ore. Moreover, a leaching rate of 95.6% and an impurity removal rate of 92% have been achieved under the optimized conditions.