复合添加剂对石煤提钒焙烧过程影响的研究

针对目前含钒石煤钠化焙烧转浸率低的特点,采用NaCl和MX3作为复合添加剂,具有降低反应温度、缩短反应时间、降低盐量及提高焙烧转浸率的优点。熟样最佳的转浸率为71.19%,试验研究取得较好的效果。

回转窑动态氧化焙烧石煤提钒研究

将电热回转窑用于湖北某地石煤的动态氧化焙烧中,得出了最佳焙烧条件:填充率16%,焙烧温度800℃,焙烧时间2.5h,加盐量10%。对比马弗炉静态焙烧试验,回转窑动态焙烧能显著降低盐量和焙烧温度,同时一次水浸率明显提高,焙烧温度由850℃降低为800℃,加盐量从18%降低到10%,一次水浸率由64.03%提高到72.64%。

高砷难处理硫精矿氰化浸出提银实验研究

某硫精矿中的银矿物嵌布粒度非常细小,包裹于硫化物中的银约占50.46%,属于难处理高砷含银硫精矿。采用细磨后化学预处理氰化浸出,银浸出率仍然低于80%;硫精矿经氧化焙烧后,As、S的脱除率都达到90%以上,但银浸出率却较低;对该含银硫精矿添加钠盐焙烧预处理,再采用常规氰化法浸出,银浸出率显著提高,达到85.15%,同时氰化钠耗量降低至2.0 kg/t。

氰化浸出废水处理方法研究进展

本文介绍了氰化浸出废水的主要处理方法,将其归结为两类处理方法:1直接分解破坏法;2回收利用氰化物法。并结合氰化废水的特点对各种处理方法的优缺点分别进行了分析。各黄金生产企业可根据废水的实际性质和具体处理要求,选择合适的处理方法,可选择单一处理方法,也可选择几种上述方法进行联合处理。

钙含量对含钒页岩钠盐焙烧-水浸提钒的影响

研究了钙含量对高钙云母型含钒页岩钠盐焙烧提钒水浸率的影响。结果表明,矿石中氧化钙含量对钒水浸率影响很大。反应物CaCO3与V2O5的摩尔比大于2∶1时,850℃焙烧时主要产物为Ca3V2O8和Ca2V2O7,从而导致钒的水浸率偏低。热力学计算表明,钒酸钙盐在酸性溶液中比碱性溶液中溶解度大,因此对于高钙云母型含钒页岩可以考虑采用钠盐焙烧—水浸—酸浸或者钠盐焙烧—酸浸的方法提高钒的回收率。未除钙焙烧样通过稀酸浸出,最终获得了73%的钒浸出率。

难选微细粒高砷含碳金矿石中金的联合回收工艺研究

某金矿石具有微细粒、高砷、含碳、含泥量大的特点,其金矿物粒度及载体矿物粒度均很细,且金的赋存状态复杂,除与黄铁矿等硫化物矿物密切共生外,还有部分嵌布于石英等脉石矿物中,采用单一浮选或氰化浸出工艺均难以获得理想的回收指标。通过采用调整剂HS,两段磨矿两段选别流程,可获得金品位23.62 g/t、回收率67.22%的金精矿;采用试剂YC对浮选闭路尾矿进行预处理氰化浸出,金作业浸出率为71.25%,对原矿金回收率为23.36%,联合流程金总回收率可达到90.58%,技术指标较好。

石煤提钒配煤焙烧试验研究

以江西某地石煤为试验原料,采用氧化焙烧-水浸-酸浸工艺提取其中的钒,研究了原矿直接氧化焙烧及原矿经脱碳后氧化焙烧对浸出率的影响、原矿及脱碳样配煤氧化焙烧对浸出率和焙烧能耗的影响。结果表明,原矿经脱碳后氧化焙烧浸出率为80.12%,较原矿直接氧化焙烧提高11.71%;脱碳样配入5%的无烟煤,浸出率可达81.96%,氧化焙烧温度可降低30℃、焙烧时间缩短0.5 h,降低了生产成本。

磷酸铵镁沉淀法处理石煤提钒低浓度氨氮废水

采用磷酸铵镁沉淀法处理石煤提钒沉钒母液中低浓度的氨氮,研究了pH﹑沉淀药剂﹑温度及反应时间对氨氮脱除效果的影响。结果表明:调节废水pH=10.3、以MgCl2.6H2O和Na2HPO4.12H2O为沉淀剂、n(NH4+)∶n(Mg2+)∶n(PO43-)=1.0∶1.3∶1.2、20～30℃搅拌反应60 min,可将废水中的氨氮由297 mg/L降低至10.8 mg/L,达到国家综合污水排放标准(GB 8978—1996)中的Ⅰ级标准。

湖北某高钙低品位含钒石煤钠化焙烧研究

对湖北某高钙低品位含钒石煤进行了NaCl、Na2SO4和两者复配焙烧及水浸—稀酸浸试验。添加单一NaCl焙烧时,过多的游离氧化钙容易与钒结合生成不溶于水的钒酸钙,影响钒的水浸率;添加单一Na2SO4焙烧时,虽然可以固定钙离子,但Na2SO4用量过大,经济和环境成本较高;当NaCl和Na2SO4添加量分别为7%和16%,焙烧温度为850℃,焙烧时间为3 h,水浸率可提高到51.47%,总浸率可达79.81%。在复合添加剂用量较低情况下取得了较好的浸出效果,一方面源于Na2SO4对较高含量钙离子的固定作用,抑制了难溶性钒酸钙的形成;另一方面,NaCl焙烧生成了氧化性较强的气体HCl、Cl2,既有助于破坏云母晶格结构,又有助于钒的氧化转价。

铅锌分离中HEDP对活化闪锌矿的抑制性能及机理研究

矿浆中的Pb~(2+)会对闪锌矿的浮选行为产生较大影响,因此探究闪锌矿抑制剂对活化闪锌矿抑制效果,对于铅锌高效分离具有重要意义。拟通过单矿物浮选和人工混合矿浮选试验探究在丁基钠黄药(SIBX)体系下,铅离子对新型闪锌矿抑制剂羟基乙叉二磷酸(HEDP)抑制性能的影响,并通过Zeta电位、XPS和SEM表征手段探究HEDP在铅活化闪锌矿表面的吸附行为。单矿物浮选试验结果表明,HEDP在pH为8~11时能有效抑制铅活化闪锌矿的上浮,而几乎不影响方铅矿的浮选。人工混合矿试验结果表明,在矿浆pH=9、HEDP浓度100 mg/L、SIBX浓度20 mg/L的条件下,方铅矿的回收率高达88.21%,而闪锌矿的回收率仅有9.47%。SEM、Zeta电位和XPS分析结果表明,HEDP会与闪锌矿表面的活化产物羟基铅作用,化学吸附在被铅离子活化的闪锌矿表面,进而阻止丁基钠黄药(SIBX)在闪锌矿表面的吸附。

某低品位铜铅锌硫化矿浮选分离

针对某低品位铜铅锌硫化矿,采用铜铅顺序优先浮选—锌硫混合浮选再分离工艺进行了浮选分离试验研究。选用高效选择性铜捕收剂BK916和铅捕收剂BK906进行了铜铅顺序优先浮选试验研究,并在锌硫分离试验研究中,利用环保型抑制剂BD和石灰的组合作用,有效抑制了锌硫混合精矿中的黄铁矿,获得了铜品位20.68%、铜回收率72.98%的铜精矿;铅品位61.38%、铅回收率73.57%的铅精矿;锌品位46.31%、锌回收率73.17%的锌精矿和硫品位48.54%的硫精矿。

氯化焙烧综合回收硫精矿中有价金属研究

银山硫精矿含金1.40 g/t,银21.0 g/t,铜0.17%,硫47.08%,铁41.21%,具有较高的经济价值,仅作为硫精矿制酸将造成资源浪费。针对该硫精矿进行了“氧化焙烧-焙砂制粒-氯化焙烧”的工艺条件试验。扩大试验各金属挥发率为金96.72%,银90.91%,铜52.48%,熟球含铁60.72%,抗压强度2.105 kN,达到三级品要求,实现了硫精矿中有价金属的综合回收。由于扩大试验焙烧设备及操作方面的原因,铜的挥发率远低于小型试验,在实际生产中须予以重视。机理分析表明,焙烧时需要采取必要措施抑制氯化钙在低温度下的分解,提高氯化钙的利用率。

焙烧方式对含砷金精矿中金、银浸出率的影响

某含砷金精矿中金矿物嵌布粒度较细,金主要以硫化物(黄铁矿、毒砂)包裹金形式存在。采用焙烧预处理-氰化浸出工艺,研究了一段焙烧、两段焙烧和添加剂焙烧对氰化浸出的影响。结果表明,采用常规一段、两段焙烧方式,金浸出率均未达到90%,银浸出率低于50%;添加剂焙烧效果显著,在焙烧温度650℃、时间1.0 h、添加剂用量NaXY 100 kg/t+YC-120 kg/t的条件下,金浸出率达到93.56%,银浸出率达62.45%。

非氰浸金技术发展现状及应用前景

氰化法浸金尽管应用广泛,但其浸出剂氰化物有剧毒,使用不当会严重污染环境和危害人身安全。而非氰浸金技术具有浸出速度快,杂质影响小,低毒甚至无毒等优点,已成为目前黄金湿法冶炼领域一项重要研究课题。总结了硫脲法、硫代硫酸盐法、卤素法、多硫化物法、石硫合剂法和生物法等主要非氰浸金技术研究现状,分析了其浸金机理及优缺点,并对非氰浸金技术尤其是硫代硫酸盐浸金应用前景进行了展望。

从玻利维亚某锡尾矿中综合回收银、锡的选矿新工艺研究

采用预处理除杂—银浮选—重浮联合选锡的选矿新工艺处理玻利维亚某锡尾矿。选银过程中采用高效捕收剂BK305,最终获得了银品位4 500 g/t、银回收率73. 63%的银精矿。选银脱硫尾矿采用粗粒重选、细粒浮选—重选联合的选锡工艺流程,获得了锡品位48. 37%、锡回收率52. 38%的锡精矿,实现了尾矿中有价金属的综合回收。

铜钼分离技术研究进展

硫化铜和辉钼矿可浮性比较接近是导致铜钼分离困难最主要的原因。从铜钼分离现状和新技术两个方面对其进行详细介绍。铜钼矿石一般采用混合浮选工艺,然后通过抑铜浮钼方式进行铜钼分离。但是传统黄铜矿抑制剂存在选择性差、用量大、环境污染严重等问题。针对目前铜钼分离存在的问题,国内外科研者提出一些新的分离工艺,包括氧化-浮选、电化学浮选、海水浮选、浮选柱浮选、选择性浸出、超导磁选技术等,这些技术具有明显优势,但目前仅局限于理论阶段,需要进一步完善。另外,高效低毒抑制剂的开发仍是目前铜钼分离焦点话题。

氧化预处理对铜钼浮选分离效果的影响

以NaClO或H_(2)O_(2)为氧化剂,研究了氧化对铜钼浮选分离试验效果的影响。探究了氧化剂用量、氧化时间和矿浆pH值等因素对黄铜矿和辉钼矿可浮性的影响以及作用机理。单矿物浮选实验结果表明,NaClO或H_(2)O_(2)氧化处理均可选择性抑制黄铜矿,且几乎不影响辉钼矿的可浮性。混合矿浮选实验结果表明,NaClO或H_(2)O_(2)氧化预处理-浮选都能实现铜钼有效分离,且分离效果均优于传统的黄铜矿抑制剂硫化钠。接触角测量结果表明,NaClO或H_(2)O_(2)氧化处理都可选择性地使黄铜矿表面亲水。Zeta电位和XPS分析结果表明,黄铜矿表面变得亲水是因为氧化处理后矿物表面生成了不溶于水的亲水性氧化物和氢氧化物。

某含砷金矿浮选提金降砷试验研究

对金品位3.54 g/t、砷品位0.65%的某含砷金矿进行了浮选提金降砷试验研究。采用金粗选-粗精矿金砷分离工艺,在金砷分离过程中选用环保型有机抑制剂BK526,有效降低金粗精矿中砷含量,获得了金品位98.40 g/t、金回收率89.83%、砷含量2.82%、砷回收率13.99%的金精矿和砷品位24.68%、砷回收率52.31%、金品位6.72 g/t的砷精矿。

氯化挥发法从含有价金属硫铁矿精矿中回收金银

对某硫铁矿精矿进行有价金属回收的实验室小型试验及扩大连续试验。在氧化焙烧—润磨造球—氯化挥发的原则流程下,确定了实验室最佳试验条件:氧化脱硫焙烧温度700℃、焙烧时间1.0 h、无水氯化钙添加比例7.0%、焙砂再磨细度-0.038 mm占70%、氯化焙烧温度1100℃、焙烧时间1.0 h,在该条件下,氧化焙砂的砷脱除率为82.39%,硫脱除率为99.99%,金、银、铜的挥发率分别为96.37%、85.97%和70.61%,球团中铁的品位为61.03%。连续扩大试验结果表明,物料中金、银、铜的挥发率分别达到96.72%、90.91%和52.48%。

提高栖霞山深部银铅锌矿石选别指标新工艺研究及应用

针对栖霞山深部银铅锌矿石矿物组成复杂,银、铅、锌、硫等硫化矿物致密共生的镶嵌关系,重点研究了磨矿细度、磨矿方式以及流程结构对选别指标的影响,采用银铅快速浮选—异步强化再选—粗精矿再磨精选工艺,辅助采用铅高效捕收剂BK906,解决了同种矿物由于可浮性差异而影响选矿指标的问题,提高了产品质量,实现了铅锌高效分离回收,最终达到提高有价金属品位和回收率的目的。