低品位钨锡混合矿酸碱联合浸出工艺研究

针对南岭钨锡多金属资源综合开发利用面临的技术难题,采用酸碱联合分解工艺处理低品位钨锡混合矿,实现了钨的高效浸出与锡的资源化富集。研究了浸出过程中各参数对钨矿物分解及锡石反应行为的影响,结果表明:矿物中白钨成分的分解需高浓度盐酸提供足够的推动力,过高的磷酸浓度不利于矿物的分解;黑钨组分采用传统的碱压煮法实现高效分解,伴生的锡资源富集在碱分解渣中。酸浸过程以5mol/LHCl+75g/LH_(3)PO_(4)混合酸作为浸出剂,在液固比2.5∶1、反应温度80℃、反应时间2h的条件下,W浸出率为77.89%,渣含钨为4.58%;碱浸过程控制NaOH浓度为300g/L,液固比为1.25∶1,反应温度为130℃、反应时间为1.5h,可使W浸出率达到99.79%,渣含钨仅为0.06%。混合矿中锡的赋存状态复杂,在酸、碱浸出体系中均有少量损失,碱煮渣中锡含量富集至11.21%,可作为锡中矿进行资源化利用。

某多金属选矿厂混合矿与锌锡矿混合选别应用研究

某矿山开展混合矿与锌锡矿混合选别研究,原矿含锌为2.442%,回收率为90.805%,原矿含铜为0.201%,回收率为71.876%的技术指标,不再建立混合矿单独选别系统和锌锡矿单独选别系统,降低生产成本,提高选别工艺流程经济价值。

谦比希铜矿主、西矿体混合矿选矿试验研究

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,分别优化了粗选工艺中硫化剂种类和用量、磨矿细度及捕收剂用量等条件。试验结果表明,采用一次粗选、三次精选、两次扫选进行浮选闭路试验,可以获得产率为4.99%、铜品位为35.04%、铜回收率为90.66%的优质铜精矿。

氟碳铈-独居石混合矿中钍的分离

以氟碳铈矿-独居石混合稀土矿为研究对象，采用分步选择性碳热氯化-化学气相传输反应（SC-CVT），实现钍与其它稀土元素的分离。当氯化反应温度为500℃，以活性炭为还原剂、SiCl4为脱氟剂，在Cl2气氛下稀土矿反应2h时，钍的氯化产物（ThCl4）挥发量小于1％;继而以AlCl3作配位体，800℃、Cl2气氛下传输反应0.5h，ThCl4与配位体反应形成气态配合物ThAlCl7；温度降低时，ThAlCl7分解并沉积在600℃左右的温区内，AlCl3沉积在温度低于200℃的温区内，FeCl3主要沉积在200～350℃的温区内，从而实现放射性元素Th的分离和回收。

CaO-MnO_2混合矿化剂对硅微粉结合的SiC窑具氧化动力学的影响

在硅微粉结合的SiC窑具中添加CaO -MnO2 混合矿化剂可显著降低SiC窑具的氧化度。实验表明用金斯特林格方程表征硅微粉结合的SiC窑具的氧化是不准确的 ,SiC试条的氧化可用经验方程来描述 ,当矿化剂添加量为 3 %时 ,测得窑具在 110 0℃下的氧化动力学方程为 :G =5 .2 3× 10 - 4τ0 .76 ,在 13 0 0℃下的氧化动力学方程为 :G =1.2 6× 10 - 2 τ0 .4 2 。

低品位金铜混合矿综合利用工业试验

针对紫金山低品位金铜混合矿,采用生物堆浸—介质转换—氰化提金工艺进行千吨级工业试验,考察了生物堆浸过程中铜和铁的浸出行为、酸碱介质转换和氰化提金技术指标,并进行经济效益分析。结果表明,在矿石粒度50mm、堆高5m条件下生物浸出周期80d,氰化浸出30d,渣计铜、金浸出率分别为55.2%、50%;吨矿生产成本72.24元,产值75.11元。

细粒级黑白钨混合矿选矿新技术研究

针对复杂难选细粒级黑白钨混合矿的选矿,研发了"水力旋流器脱泥-常温浮选-离心选矿机重选"新工艺,并采用改性羟肟酸作钨矿物的捕收剂,显著提高了细粒级黑白钨混合矿的精矿品位及回收率.当细粒级钨矿给矿WO3品位为0.19%时,获得钨精矿WO3品位30.25%、回收率71.72%的工业试验指标.该工艺为贫、细、杂难处理钨矿资源的综合利用提供了有效途径.

有效回收甘肃某低品位铜镍混合矿的工艺矿物学研究

通过工艺矿物学研究,在查明甘肃某低品位铜镍混合矿中的有价组分、赋存状态、矿物组成、次生蚀变、嵌布粒度及结构、构造等特性的基础上,探讨分析矿石中达到工业利用品级的镍矿物和铜矿物的回收价值及利用途径。建议采用分段磨矿、分段选别的工艺流程,在细磨的磨矿条件下得到铜镍混合精矿。

四川某铅锌混合矿选矿工艺试验

以含铅0.85%、含锌6.53%的四川某铅锌混合矿为研究对象,通过4种不同选矿工艺对比试验,得出采用先选铅后硫化锌氧化锌混选的工艺流程是可行的,其闭路试验获得了精矿品位、回收率分别为51.16%、64.84%的铅精矿和50.03%、90.23%的锌精矿,产品均符合YB114-81五级品的质量要求。

宣钢单矿粉基础性能对中钛混合矿基础性能的影响

通过微型烧结试验研究了单矿粉基础性能对中钛混合矿基础性能的影响。结果表明:单矿粉基础性能对混合矿基础性能影响较大。混合矿粉同化温度随着同化性温度高的单矿粉配比增加而升高;液相流动性指数随着液相流动性低的单矿粉配比增加先升高后降低;黏结相强度随着黏结相强度高的单矿粉配比增加而升高。混合矿粉同化温度与黏结相强度符合高温特性公式计算规律,可以通过计算预测,但液相流动性与计算规律不同,不能通过计算预测。

非洲某铜矿混合矿分选技术研究

以非洲某铜矿混合矿为研究对象,采用一次粗选、三次精选、两次扫选闭路浮选流程,对氧化率0.71%~13.28%的三个样品,进行了同等条件下的浮选效果对比试验,得出氧化率变化对浮选指标的影响规律,并针对因氧化率增高较多导致精矿铜回收率骤降23.73%的问题,进行了浮选条件优化试验,提出氧化率在较大范围内变化时,保持工艺流程不变,仅微调药剂制度即可保持产品指标稳定的技术途径,对组织现场生产的稳定运行具有重要的指导意义。

低品位铜锌混合矿加压浸出研究

研究了低品位多金属铜锌混合矿的浸出条件.探讨了氧分压、酸度、温度、反应时间、添加剂等因素对铜锌浸出率的影响.结果表明,铜和锌的浸出率可达98%和99%,提高了矿产资源的利用率.利用直接加压浸出的方法取代传统的焙烧———浸出工艺,从生产源头上消涂了烟气污染.

XRF法测定铅锌混合矿中银

本文用X -射线荧光光谱法快速定量分析铅锌混合矿中银 ,通过对共存元素间基体吸收 -增强效应的校正 ,有效地解决了铅锌混合矿中铅基体变化时 ,对银的干扰问题 ,所得结果满足铅锌选矿冶炼工艺生产控制要求。

缅甸某铅锌银多金属氧硫混合矿选矿技术开发研究

对缅甸某铅锌银多金属氧硫混合矿进行了选矿流程方案试验,遴选出优先浮铅⁃活化选锌⁃硫化黄药法浮选回收氧化铅工艺方案,闭路试验可获得铅精矿铅品位52.25%、含银1732.52 g/t、回收率分别为65.96%和78.28%,锌精矿锌品位43.82%、含银209.56 g/t、回收率分别为79.15%和11.90%,氧化铅精矿铅品位35.62%、含银215.55 g/t、回收率分别为11.16%和2.42%。2种铅精矿综合铅品位48.94%、总回收率77.12%,含银1430.97 g/t、回收率80.70%。

黑白钨混合矿碱分解试验研究

研究了NaOH分解黑白钨混合矿的影响因素,通过试验,确定了黑白钨混合矿NaOH分解的工艺条件为:温度180℃,液固比0.8∶1,碱用量1.6倍,搅拌转速550～650 r/min,保温时间2h,添加剂用量为1.5～2倍。

镇沅金矿冬瓜林矿段混合矿选矿工艺研究

通过对冬瓜林矿段混合矿进行浮选———氰化、重选———氰化、氰化———重选三种联合流程方案对比试验，提出采用氰化———（脱泥）重选流程处理大量堆存的混合矿，回收率比单一氰化流程提高１０％左右。

城门山铜矿7号矿体混合矿选矿工艺研究

城门山铜矿的铜矿物是以次生硫化铜为主，易氧化，并产生铜离子，造成铜硫分离困难。采用石灰与BS、DS组合抑制剂加强对黄铁矿的抑制，取得了较好的选矿指标。

铅锌混合矿烧结烟尘提硒工艺研究

采用一段酸浸分离回收锌镉、二段氧化酸性浸硒、SO2还原含硒溶液制取粗硒的工艺,用于处理铅锌混合矿烧结烟尘,提取其中所含的硒.结果表明:以稀硫酸浸出分离烟尘中的锌与镉,锌与镉的浸出率分别达98.5%与99.1%;以硝酸钠为氧化剂在硫酸体系浸取硒,在硫酸浓度为2.0mol/L、搅拌速度为150r/min、反应温度为80℃的条件下,硒的浸出率大于94%;采用SO2气体还原溶液中所含硒,在75℃下反应,控制还原时间100min,溶液中硒的还原率大于95%;在优化条件下,在对烧结烟尘的提硒过程中,硒的直接回收率为89.42%,所得粗硒含硒89.2%.

混合矿分级数学模型

为了研究混合矿分级通用数学模型,用磁铁矿和石英的混合矿在螺旋分级机中进行了一系列分级试验。所研究的影响螺旋分级机性能的操作变量和设计变量包括:给矿流量、矿浆浓度、给料粒度组成、溢流堰高度、分级机安装倾角及转速。模型包括四个基本参数与操作变量和设计变量之间的关系式以及单一矿物分级行为和混合矿分级行为之间的关系式。模型不仅能清晰地揭示影响分级机性能的主要变量及其相对重要性,而且能精确地预测混合矿和各单一矿物的分级行为。

火法测定铅锌混合矿中银的研究

研究了铅锌混合矿的火试金分析。结果表明，可以不先测试样还原力而直接根据硫的含量配料，节约试剂，防止坩埚腐蚀。在８２０℃温度下灰吹，银损失可降至１％左右，并可按η％＝ａｘｍｙｎ公式补正。分析结果按（η＋０．５％）补正而不用二次试金。该法简便、快速、准确。