还原熔炼法回收低品位锡中矿中锡资源

本研究采用还原熔炼法回收低品位锡中矿中锡资源,并对氧化铜为添加剂时锡的回收行为进行了探究。结果表明一定条件下,提高熔炼温度、增加焦炭添加量、延长保温时间和增加氧化铜添加量可提高锡回收率;然而温度过高时,渣中铁氧化物被还原为金属铁,并与还原态金属锡发生合金化反应生成熔点较高的Fe-Sn合金,使其在渣金分离过程中易夹带在渣中造成锡损失;熔炼过程添加氧化铜时,其可通过还原反应生成金属铜,继而与金属锡发生合金化反应生成Cu-Sn合金,热力学上降低了产物Sn的活度,促进了锡的还原回收;在焦炭添加量7%、氧化铜添加量5.8%、熔炼温度1 250℃、保温时间150 min条件下,锡回收率可达到95.24%,锡主要分布在Cu-Sn合金(分布比例90.20%)和含锡烟尘(分布比例5.04%)中。本研究实现了低品位锡中矿中锡的高效回收。

内蒙某多金属矿微细粒锡富中矿回收选矿试验研究

内蒙某含砷铁锌铜锡钨多金属矿选矿厂采用磁—浮—重—浮原则工艺流程综合回收铁、铜、锌、锡、钨后的尾矿中还含有Sn 0.25%的微细颗粒锡石,采用锡石浮选获得含Sn 3.58%的浮选精矿,即锡富中矿。锡富中矿虽然矿物组成简单,但主要有价矿物锡石结晶粒度细,与铁、脉石等矿物共生关系密切,这对锡石的回收影响较大;同时,富锡中矿中-5μm粒级产率高达40.03%,锡金属分布率达到10.22%,对锡石的分选极为不利,增加了锡石回收的难度。为了更好地回收这部分锡石,采用浮选、摇床+皮带溜槽重选及新型振旋球面选矿机选矿的方法进行了详细试验研究,结果表明,采用新型振旋球面选矿机进行全粒级入选获得的试验指标优于锡石浮选和重选。因此,最终推荐采用以新型振旋球面选矿机重选—重选精矿浮选除砷的联合选矿工艺流程,获得了锡精矿含锡32.59%、锡回收率为78.13%的良好指标。

某铅锌硫化矿选铅中矿再磨试验

某铅锌硫化矿深部矿石中铅、锌、银嵌布粒度变细,需对其细磨才能实现有效分离,为了进一步提高铅、锌精矿和铅中银的回收率,解决原柱机联合浮选工艺存在的铅、锌互含较高的问题,进行了矿物性质分析及选铅中矿再磨再选工艺研究。研究在原工艺流程的基础上对部分选铅中矿再磨再选工艺进行了改造,获得了精矿铅品位46.98%、含锌5.02%的铅精矿和精矿锌品位46.92%、含铅1.1%的锌精矿,铅、锌互含较原工艺指标进一步降低,铅、锌、银回收率分别提高了2.18,0.92,0.78个百分点。

某混合矿浮选中矿、尾矿再磨再选提高铜回收率的研究

在对谦比希铜矿西矿体矿样、主矿体矿样矿石性质研究的基础上,确定两种矿样的适宜配矿比例,并以该比例条件下所得混合矿为研究对象,对该混合矿在磨矿细度-0.074mm占70%条件下,经一粗-两扫-三精的开路浮选流程产生的所有中矿及尾矿开展详细的再磨再选工艺试验来进一步提高铜回收率。结果表明,将粗粒中、尾矿集中再磨到细度为-0.074mm占81.41%后,单独进行再选试验可得到综合产率5.28%,综合品位为32.63%,综合回收率为91.15%的混合精矿产品。

浮选中矿选择性分级再磨浮选机理研究

安徽某铜矿随着井下的开拓延伸,铜品位有所下降,目前铜平均品位为0.62%左右,采用现场常用浮选药剂按铜硫混合浮选-铜硫分离、中矿循序返回流程试验,得到铜精矿品位21.47%、铜回收率85.52%的技术指标。采用中矿选择性分级再磨闭路大循环新工艺进行选矿试验,在铜精矿品位不低于现场指标的前提下,回收率提高到90.00%左右。综合应用Zeta电位分析与XRD测试手段,对中矿选择性分级再磨闭路大循环新工艺的机理进行研究并分析。试验结果表明,中矿选择性分级再磨闭路浮选工艺可以不断循序渐进地对有用矿物进行磨矿、分级、浮选,形成磨浮大循环,同时在闭路循环过程中改变原矿的表面性质,增大有用矿物的可浮性。

东鞍山含碳酸盐中矿分散浮选试验研究

对东鞍山含碳酸盐铁矿石分步浮选中矿进行分散浮选试验,以NM-3为分散剂,强化矿浆的分散,以削弱菱铁矿对浮选的影响,同时从药剂用量等方面系统研究矿石的最佳浮选工艺条件,并采用SEM对添加分散剂前后的含菱铁矿中矿形貌进行表征。结果表明:在最佳药剂制度下,通过一粗一精、中矿返回的闭路流程能够获得Fe品位为56.60%,Fe回收率为53.89%的铁精矿;添加NM-3能够强化矿浆分散,减弱细颗粒的非选择性聚团以及细颗粒在粗颗粒表面的罩盖,有利于含碳酸盐中矿的浮选分离。

某难选氧化铜矿分步优先浮选和中矿处理工艺研究

某难选氧化铜矿石氧化率和结合率高,原矿品位低,选别指标不理想。为了提高铜精矿指标,提出了分步优先浮选工艺流程方案。比较了中矿不磨、再磨再选和中矿浸出三种方案,其中以中矿浸出效果最好。新工艺的特点是,采用分步优先浮选可尽早回收易选的硫化铜和氧化铜,又可防止过磨;铜精矿品位达26.35%,回收率达70%。

高压氧分解-萃取法回收铜钼中矿中的钼

对从铜钼中矿中回收钼的新工艺进行了研究。其主要过程为:中矿首先在碱性条件下高压氧分解,使钼以钼酸钠的形式进入溶液,而铜保留在残渣中,渣作为回收铜的原料,含钼溶液用萃取法回收钼。实验表明,在一定条件下,钼和铜的回收率分别达到95 6%和99%。

中矿选择性分级再磨新工艺的工业应用

本文详细地介绍了中矿选择性分级再磨新工艺及其工业应用效果，生产实践表明，推广应用该新工艺是提高二段选铜回收率及选厂经济效益的有效途径。

半优先浮选与中矿再磨工艺提高硫化铜矿石的选铜回收率

随着矿产资源的不断开采,入选矿石品位下降,为了提高矿物的回收率,中矿再磨是行之有效的方法。在对某硫化铜矿石浮选工艺流程考察的基础上,提出半优先浮选与中矿再磨新工艺,在铜精矿品位不低于原工艺的前提下,探索了磨矿细度、石灰用量、捕收剂用量的影响。对新工艺铜精矿物相分析表明,独立精选段优先浮出了大量易浮铜,体现了"早收快收"的原则,中矿再磨能有效地降低粗粒级的产率,解离出中矿粗颗粒中的有用矿物,使中矿不断地选择性磨矿、浮选,有利于提高铜矿物的回收率。闭路试验结果表明,铜精矿回收率从87.22%提高至92.15%。新工艺具有选矿效率高,操作稳定等特点,为类似硫化铜矿选矿厂工艺改进提供了借鉴。

攀西地区钛中矿盐酸常压浸出制备钛精矿探索试验研究

为了提高钛中矿中TiO2品位,对其进行了常压盐酸浸出试验,研究了浸出温度、浸出时间、液固比、盐酸浓度以及搅拌速度对浸出过程的质量减少率、铁浸出率、二氧化钛浸出率的影响规律.试验结果表明,盐酸浓度对浸出过程Fe和TiO2浸出率的影响最大,随着盐酸浓度的增加,TiO2的浸出率显著提高;水解过程可有效增加浸出渣中TiO2品位.在盐酸浸出-水解之后,浸出渣中TiO2品位可达47.54%.

某地难选钛中矿选矿工艺研究

某地钛中矿物组成复杂,且粒度分布粗细不均,少量已赤铁矿化、褐铁矿化,并且部分钛磁铁矿磁性、可浮性与钛铁矿相似,属较难分选矿物。针对该矿石性质进行了多种选矿工艺试验研究,确定了弱磁脱除部分磁铁矿、强磁预抛尾、重选与浮选联合处理磁选粗精矿的磁选—重选—浮选联合选矿流程。浮选是回收细粒级钛铁矿的有效方法。增加浮选流程可提高钛精矿中Ti O_2回收率13%,而Ti O_2品位基本不变。在获得最佳浮选条件的基础上,进行了全流程闭路试验,获得了Ti O_2品位47.11%、回收率69.88%的钛精矿,为当地钛矿物的有效回收提供了技术依据。

电感耦合等离子体发射光谱法测定黑钨矿精矿和中矿中的锰

样品采用过氧化钠熔融,酒石酸络合提取,电感耦合等离子体发射光谱法测定黑钨精矿和中矿中的锰含量,碱熔络合体系避免了酸处理样品时大量钨酸沉淀的生成,解决了钨酸沉淀导致的溶矿不完全和夹杂、吸附待测元素的问题。在优化的工作条件下,方法检出限为0.019μg/mL,精密度(RSD,n=11)为0.92%～1.50%,并且具有较高的回收率(97.5%～104.0%),单次测定结果与协同定值结果的偏差小于国家标准GB/T 6150.14—2008硫酸亚铁铵法实验室间允许差。方法简便快速,无明显基体干扰,满足了国家标准黑钨精矿中锰的检测要求,可用于高、中品位钨矿石样品中低含量锰的准确测定。

磁铁矿浮选柱反浮选中矿的研究

旋流-静态微泡浮选柱在磁铁矿阳离子反浮选中的工业应用,是国内首次将浮选柱成功应用于铁矿反浮选。为了更好地使用该新型设备,指出了在工业应用过程中出现的中矿问题,并在试验研究的基础上,提出了不同于传统浮选机流程的中矿处理方式。而中矿等一系列问题的解决,也完善了磁铁矿浮选柱阳离子反浮选工艺,为该工艺的应用开辟了更广阔的前景。

盘龙铅锌矿浮选铅中矿工艺矿物学特征研究

针对广西盘龙铅锌矿选矿厂铅浮选指标较差的现状,以现场产出的铅中矿1为研究对象,采用化学多元素分析、物相分析、光学显微镜鉴定、解离度统计等技术手段,对盘龙铅锌矿浮选铅中矿的化学组成、物相组成、目的矿物的嵌布粒度及嵌布特征进行了详尽的工艺矿物学特征研究。研究结果表明,铅中矿1含Pb 2. 03%,主要赋存于方铅矿中;方铅矿整体嵌布粒径细小,经筛分分级后,不同粒径的分级产品中方铅矿的嵌布特征差异性极大,+74μm及-74^+39μm部分含铅矿物颗粒基本为铅-锌-硫复杂连生的集合体,这两个粒级金属总占有率达56%以上,是影响盘龙铅锌矿铅浮选指标的关键所在。根据以上研究结果,推荐采用对铅中矿1进行分级磨矿工艺流程改造,提高铅中矿1中方铅矿的单体解离度,实现铅精矿中铅金属回收率的进一步提升。

中矿选择分级再磨浮选新工艺的研究与应用

论述了中矿选择分级再磨新工艺在德兴铜矿的工业试验及生产应用情况 ,该工艺应用于选矿厂二段铜硫分离 ,二段精选一的尾矿经分级后 ,粗粒级再磨 ,使同段磨矿和浮选两个作业之间构成了一个矿物磨浮大循环 ,即磨矿和浮选对有用矿物进行选择性磨矿、分级和浮选 ,使二段铜回收率提高 0 .76% ,金回收率提高 1.39%。

低品位硫化镍矿选矿中矿加压浸出试验研究

进行了低品位硫化镍矿选矿中矿的加压浸出试验研究,重点考察了初始硫酸用量、氧气压力、浸出温度、浸出时间、搅拌速度和液固比对镍浸出率的影响;在最佳工艺条件下,浸出渣中镍含量平均为0.082%,镍浸出率平均为93.35%。

钨矿及钨锡中矿碳酸钠加压浸出热力学分析

根据热力学原理及有关数据,分别绘制了Ca-W-CO_3^(2-)-H_2O系、Fe-W-CO_3^(2-)-H_2O系、Sn-H_2O系高温φ—pH图和Fe-H_2O系,Mn-H_2O系、Sn-H_2O系高温lg C_(MeT)—pH图。对白钨矿、黑钨矿及钨锡中矿碳酸钠加压浸出热力学行为进行了分析。结果表明,碳酸钠加压浸出既可充分分解白钨矿、黑钨矿及钨锡中矿中的钨,也可有效地分离铁、锰、锡、硅等杂质,是一种很有前途的方法。

石墨中矿处理方式研究

石墨中矿处理方式主要根据中矿连生体的含量和对精矿质量要求而定,目前常见的处理方式主要有:集中返回、循序返回、单独处理、多种处理方式联合工艺等四种方式。随着石墨资源富矿、易选矿越来越少,贫矿、细矿、难选矿的选别成为当前面临的主要问题,多种处理方式联合工艺将成为处理这类贫、杂、细石墨矿中矿的主要方式。

低品位锡钨萤石中矿综合回收试验

采用苏打还原焙烧—水浸工艺、硫酸焙烧—水浸工艺从某含锡钨萤石中矿中综合回收钨、锡和氟,考察苏打加入量、还原剂煤与苏打配比,硫酸加入量、碳酸铵加入量以及控制溶液终点pH等对回收的影响。研究表明,采用中矿两次硫酸焙烧——洗矿——碳酸铵浸出——盐酸浸出工艺,分解原料中99.95%的氟,钨总浸出率为98.04%,锡保留率为17.70%。该工艺指标较好,三废可达标排放,经济效益明显。