某难选硫化钼铅锌矿石选矿试验研究

我国东北某钼铅锌硫化矿石中主要有回收价值的成分为钼,可综合回收成分为铅、锌、硫,伴生回收成分为铼、金、银;钼、铅、锌主要以辉钼矿、方铅矿与闪锌矿的形式产出;这些硫化矿物的嵌连关系不密切,但嵌布粒度较细,通过细磨也难以充分解离。为确定矿石的合理开发利用工艺进行了选矿试验研究。结果表明,矿石采用钼铅锌混浮—混合精矿抑铅锌浮钼—混合浮选尾矿强化锌硫混浮再分离流程处理,最终获得钼品位46.51%、回收率77.74%的钼精矿,铅锌品位分别为21.52%和16.21%、回收率分别为39.97%和6.80%的铅锌混合精矿,锌品位41.25%、回收率55.89%的锌精矿,硫品位49.46%、回收率51.98%的硫精矿。

破碎方式对邦铺钼铜矿石可磨性及钼浮选的影响

分别采用高压辊磨工艺和传统破碎工艺将西藏墨竹工卡县邦铺钼铜矿石破碎到-3.2 mm,分析了两种破碎产品的粒度特性,测定了两种破碎方式下矿石的Bond球磨功指数,考察了两种破碎方式对后续球磨—钼浮选的影响。结果表明:高压辊磨产品比传统破碎产品细粒级含量多且粒度分布更均匀;高压辊磨产品在不同目标粒度下的Bond球磨功指数比传统破碎产品至少降低9.05%;高压辊磨产品和传统破碎产品浮选钼的最佳磨矿细度分别为-0.074 mm占65%和75%,相应地,前者的Bond球磨功指数比后者降低10.87%,但浮钼回收率减少2.32个百分点。

上房沟高滑石型钼铁矿石工艺矿物学研究

为促进河南上房沟高滑石型难选钼铁矿石选矿技术水平的提高,对其进行了工艺矿物学研究。研究结果表明:矿石中主要有用矿物为辉钼矿和磁铁矿;有害矿物滑石含量高、辉钼矿和磁铁矿粒度细是矿石难选的主要原因;矿石中磁铁矿与滑石关系紧密而与辉钼矿几乎没有毗邻关系,因此在选矿过程中可以考虑先通过粗粒磁选将滑石随同磁铁矿分离出来,然后再对非磁性产物进行辉钼矿浮选。

离子交换技术在火山热液铀钼类型矿石堆浸生产中的应用

本文以上马架子火山热液铀钼类型矿石堆浸采铀开发为例,对离子交换技术回收浸出液中铀的工艺原理、条件和应用进行论述,对两种淋洗剂进行简要的论述和比较,并简要介绍了树脂钼中毒的机理及处理方法,对开发该类型矿床(点)具有一定的参考意义。

某铜钼钨矿石浮选分离试验研究

对某含铜钼钨矿石进行了浮选分离工艺研究。试样为钨重选毛砂,除钨矿物外,还富含铜、钼等有价金属硫化矿物。采用铜钼混合浮选-铜钼分离的浮选工艺,综合回收试样中的钨、铜、钼。铜钼混合浮选时,采用高效活化剂BK546,有利于降低钨精矿的硫含量,并提高铜钼回收率。闭路试验获得钼精矿含钼57.90%、铜0.68%、钼回收率96.44%;铜精矿含铜37.32%、铜回收率99.64%;钨精矿含WO368.12%、铜0.025%、钼0.005%、钨回收率97.30%。实现了矿石中钨、铜、钼的有效分离回收。

某矿钼钨铁矿石选矿试验研究

对黑龙江省某矿钼钨铁矿石进行了磁选铁—全硫浮钼—浮选钨、全硫浮钼—磁选铁—浮选钨两种工艺流程对比试验研究。试验结果表明,后者指标明显高于前者。经过详细的条件试验后,闭路试验最终获得了钼精矿、铁精矿、混合钨精矿3种产品。其品位分别为51.69%、68.22%、56.82%,回收率分别为90.19%、97.97%、73.21%。浮选钨精矿经过酸浸除磷、碳酸盐后,获得混合钨精矿品位为70.99%。

江西某铜钼钨多金属矿石选矿工艺研究

江西某铜钼钨矿矿石中有用矿物以黄铜矿、辉钼矿、黑钨矿为主,并伴生有磁黄铁矿.为了给该矿产资源的开发利用提供依据,对其进行了选矿试验研究.经试验比较,采用铜钼混浮-铜钼分离-尾矿脱硫-重选回收黑钨矿的联合工艺流程.获得了比较理想的铜精矿、钼精矿、钨精矿3种精矿产品,铜精矿品位为26.38%,回收率为91.35%;钼精矿品位为51.23%,回收率为83.54%;钨精矿品位为52.58%,回收率为65.49%.使矿石中的有价元素得到了较好的综合回收.

矿石中钼的容量法测定

目前矿石中的高含量钼仍多采用钼酸铅重量法，为了快速测定矿石中钼，本文对容量法测定钼进行了条件试验，通过各种滴定条件比较，证明在加入醋酸铅后使钼沉淀，然后以EDTA滴定过量的醋酸铅，能得到比较好的结果。

某低品位钼铜矿石选矿试验研究

某钼铜矿石是一种以钼为主、并伴生铜矿物的低品位钼铜矿石,原矿含钼仅0.045%、含铜0.025%,无其它有价值的金属元素,试验采用先优先混合浮选将钼铜金属矿物同时富集后,再进行钼铜分离的选矿工艺,取得了钼精矿钼品位53.25%～50.4%(含铜0.30%～1.514%,取决于精选作业次数)、混合浮选开路作业回收率70.09%、分离浮选开路作业回收率55.89%～82.42%、开路作业总回收率为39.17%～57.77%;铜精矿含铜品位22.23%(含钼2.36%)、混合浮选作业回收率46.82%、分离浮选回收率90.45%、开路总回收率为42.35%的较好指标。如果条件允许能够进行闭路浮选试验,可能会取得更好的技术经济指标。

某细粒难选铜(钼)矿石浮选试验

为高效开发利用黑龙江某细粒难选铜(钼)矿石资源,在工艺矿物学研究的基础上进行了选矿试验。结果表明,矿石中的有用元素为铜、钼,主要铜矿物为黄铜矿,其次是斑铜矿;主要钼矿物为辉钼矿;主要脉石矿物为长石、石英;矿石在磨矿细度为-0.074 mm占75%,粗精矿再磨细度为-0.038 mm占80%的条件下,采用1粗3扫3精闭路流程处理,获得了铜品位达22.77%、含钼0.436%、铜回收率达89.77%、钼回收率达78.19%的铜钼混合精矿。

新疆富蕴索尔库都克铜(钼)矿石工艺矿物学研究

通过对该矿石工艺矿物学研究,查明了矿石化学组成、矿物组成、结构构造、主要矿物的嵌布特征以及影响选矿回收铜钼的因素等,这一研究成果为选矿工作者制定合理的选矿工艺流程提供了科学依据。

河南某钼铅硫矿选矿试验研究

系统地研究了河南某钼铅硫矿的矿石性质和选矿工艺及药剂制度。该矿属低品位硫化矿,在使用合理药剂制度的基础上,采用"钼铅混合浮选—硫浮选,钼铅分选—钼精矿多段精选"工艺流程,取得了较好的实验室闭路试验工艺指标:钼精矿钼品位47.66%、钼回收率83.67%;铅精矿铅品位62.56%、铅回收率85.69%;硫精矿硫品位40.49%、硫回收率57.01%,钼、铅、硫矿物取得了较好的分离效果。

某钼铜硫多金属矿钼铜混合浮选分离研究

对某铜钼硫多金属矿进行了选矿试验。采用钼铜混合浮选再分离工艺流程,在原矿含Mo 0.17%、Cu0.137%、S 5.36%、Pb 0.067%的条件下,获得了含钼49.26%、钼回收率82.66%的钼精矿及含铜15.45%、铜回收率53.52%的铜精矿。实现了钼铜硫矿物与脉石及钼铜硫矿物之间的有效分离,获得了良好的技术指标。

An effective approach for improving flotation recovery of molybdenite fines from a finely-disseminated molybdenum ore

An effective flotation approach is proposed for improving the recovery of molybdenite fines from a finely-disseminated molybdenum ore. To maximize the flotation recovery of molybdenum, process mineralogy of raw ore, contrast tests, optimization of operation conditions and particle size analysis were systematically investigated. Process mineralogy suggests that in the raw ore, 61.63% of molybdenite particles distribute in the 〈20 pm size fraction, and intergrow with muscovite and pyrite as the contained and disseminated type. Contrast tests indicate that conventional flotation responds to poor collection efficiency for particles less than 25 pm. Oil agglomerate flotation （OAF） process demonstrates an obvious superiority in improving the flotation recovery of molybdenite fines. Furthermore, the flotation results of OAF process reveal that the dosage of transformer oil plays a critical role on the average size of collected mineral particles （d（0）, agglomerates （d^0） and the molybdenum recovery. In addition, industrial tests illustrate that compared with the Mo-S bulk flotation approach, OAF process not only increases Mo recovery and grade of molybdenum concentrate by 22.75% and 17.47% respectively, but also achieves a sulfur concentrate with a superior grade of 38.92%.

Leaching kinetics of molybdenum from Ni-Mo ore in sulfuric acid solution with sodium peroxodisulfate as oxidant

The leaching kinetics of molybdenum from Ni-Mo ore in sulfuric acid solution with sodium peroxodisulfate was studied.The effects including leaching temperature, reaction time, particle size, stirring speed, and concentrations of sulfuric acid and sodium peroxodisulfate were investigated. The leaching process of molybdenum from Ni-Mo ore is controlled by the chemical reaction through the solid layer across the unreacted shrinking core. The apparent activation energy of the leaching of molybdenum is calculated to be 41.0 k J/mol and the leaching kinetics equation of molybdenum from Ni-Mo ore is expressed as1-(1-a)1/3=3405.7exp[-41030.0/(RT)]t.

Molybdenum removal from copper ore concentrate by sodium hypochlorite leaching

The removal of molybdenum from a copper ore concentrate by sodium hypochlorite leaching was investigated. The results show that leaching time,liquid to solid ratio,leaching temperature,agitation speed,and sodium hypochlorite and sodium hydroxide concentrations all have a significant effect on the removal of molybdenum.The optimum process operating parameters were found to be：time,4 h;sodium hydroxide concentration,10%;sodium hypochlorite concentration,8%;liquid to solid ratio,10：1;temperature,50℃;and, agitation speed,500 r/min.Under these conditions the extraction of molybdenum is greater than 99,9%and the extraction of copper is less than 0.01%.A shrinking particle model could be used to describe the leaching process.The apparent activation energy of the dissolution reaction was found to be approximately 8.8 kJ/mol.

含钼、铜、锌、铋多金属硫化矿无氰分离工艺研究

对某含钼0.26%、铜8.68%、锌8.98%、铋1.58%、硫40.12%的多金属硫化矿石进行了无氰分离工艺研究,该矿石由钨重选毛砂的枱浮硫化矿和钨细泥的机浮硫化矿组成。根据矿石的性质,采用钼—铜(铋)—锌(铋)顺序优先浮选工艺流程。钼浮选时,采用选择性捕收剂BK-306,有利于提高钼回收率;采用选铜特效捕收剂BK302,有利于提高铜的回收率,并减少锌的互含损失;锌浮选时,采用异丙基黄药与丁基黄药以及选择性捕收剂BK418组合,有利于实现锌(铋)—硫的分离。铜精矿和锌精矿采用重选摇床分离回收铋。闭路试验获得钼精矿含钼50.62%、回收率94.63%;铜精矿含铜28.30%、铋2.21%、锌4.46%,铜回收率90.06%、铋回收率41.35%;锌精矿含锌41.20%、铋3.54%、铜3.43%,锌回收率82.70%、铋回收率42.77%。对铜精矿和锌精矿分别进行摇床分选,获得含铋16.86%,总回收率65.08%的铋精矿。