刚果(金)地区超大型铜钴矿资源选冶工艺研究与实践

非洲铜钴矿床主要分布于赞比亚—刚果(金)铜矿带,具有储量大、品位高、矿石性质复杂等特点,这些铜钴矿石按氧化程度与脉石矿物的特性差异,可分为原生硫化铜钴矿石、低钙混合铜钴矿石、高钙混合铜钴矿石、低钙氧化铜钴矿石和高钙氧化铜钴矿石,指出应根据矿石氧化率、脉石矿物的类型(对于碱性脉石矿物必须关注Ca、Mg含量)、矿石中铜钴矿物的赋存状态、金属回收率及加工成本等因素确定其开发利用工艺,并列举了这5类代表性矿石的生产工艺及生产指标。概括说,除低钙氧化铜钴矿石宜采用直接浸出工艺外,其余各类矿石均宜采用选冶联合工艺,但浮选工艺各有特色。研究与生产实践表明,针对不同性质的矿石选用不同的选冶工艺,是获得理想分选指标的关键。

湿法冶金工艺提铌现状与展望

铌具有耐高温、耐腐蚀、超导性好等优良特性,是现代工业中不可或缺的关键原材料。湿法冶金是生产高纯铌产品(纯度>99.5%)的主要工艺。HF能将90%铌矿分解,但仅适用于高品位铌矿,工业生产中多采用H_(2)SO_(4)-HF二元浸出体系,在使用H_(2)SO_(4)浸出铌矿时需严格控制H_(2)SO_(4)浓度和矿石中硅质和钙质脉石的含量,草酸等有机羧酸也可减少对HF的依赖,但单独使用效果较差。碱性介质分解工艺用钾盐和钠盐分解铌矿,可用于处理低品位铌矿,但存在碱消耗量大及对设备要求高等弊端。亚熔盐法可提高铌矿分解效率并减少碱的消耗,有望实现低品位铌矿的高效提取。在铌矿浸出液的萃取分离中,MIBK、TBP、CHO和2-OCL是4种商业化萃取剂,存在依赖HF、溶剂损失大、萃取效果波动大等不足;离子交换工艺研究较少,却有望用于低浓度铌矿浸出液的提取;化学沉淀工艺常用于萃取后富液的处理,将可溶性铌盐转化为沉淀再经过煅烧获得铌产品,该工艺选择性较差,产品纯度较低。未来应着力开发高效选冶联合和火法湿法联合工艺,开展铌矿分解和浸出的动力学研究,探明影响铌矿分解的控制性步骤,开发针对低浓度铌矿浸出液的高效、低耗和高选择性提取工艺。

新疆某锂钽铌铍多金属矿选矿试验研究

对新疆某锂品位0.68%的锂钽铌铍多金属矿进行了选矿试验研究。工艺矿物学研究结果表明,该矿石中锂矿物以锂辉石为主,钽铌矿物含量较低。采用磁选-重选回收钽铌、浮选回收锂的工艺流程,可得到Ta_(2)O_(5)品位17.110%、Nb_(2)O_(5)品位19.670%,回收率分别为41.69%、42.63%的钽铌精矿和Li2O品位5.12%、Li2O回收率75.21%的锂精矿。

山东某金矿选矿试验研究

以山东某金矿为研究对象,采用重-浮联合工艺流程可获得金品位为88.18 g/t、回收率为17.00%,银品位为16.28 g/t、回收率为2.01%的重选金精矿,和金品位为55.59 g/t、回收率为76.28%,银品位为89.96 g/t、回收率为79.11%的浮选金精矿。总精矿的金品位为59.60 g/t、金回收率93.18%,银品位80.89 g/t、银回收率81.12%。该金矿采用重-浮联合工艺流程可以较好地实现金的有效回收,同时对伴生金属银实现综合回收。本研究可以实现金银的综合有效回收,为该类型金矿资源的回收利用提供重要指导。

刚果(金)某锂辉石选矿试验研究

刚果(金)某锂辉石Li_(2)O品位0.86%,属于低品位难选锂矿石。为实现该锂辉石高效综合利用,对其开展浮-磁联合试验研究。研究结果表明:在磨矿细度-0.074 mm占比75.0%,碳酸钠用量500 g/t,氯化钙用量140 g/t,氢氧化钠球磨机内用量700 g/t、浮选槽内用量200 g/t,捕收剂组合A(氧化石蜡皂与油酸质量比为1∶3)用量1650 g/t条件下进行一粗两扫三精一磁闭路试验,可获得Li_(2)O品位为5.67%、Li_(2)O回收率为77.71%的脱磁产品,Li_(2)O品位为4.51%、Li_(2)O回收率为10.51%的磁性产品。试验指标良好,为锂辉石资源综合利用提供重要参考依据。

低成本综合回收超低品位伴生铁磷矿物的联合选矿工艺

为了降低超低品位磁铁矿选矿成本并综合回收伴生磷矿,通过改进工艺流程,加入磨前超细碎和干式预选抛尾,并合理配置设备,使得矿石干选抛尾率提高,减少了入磨矿量,降低了磨矿成本,同时也减少了湿排尾矿量,降低了排尾成本。新工艺利用磁选铁矿尾矿进行低温浮选磷矿,合理配置了选矿设备,大幅度降低了浮选槽液温,节约了选厂采暖供热的建设资金,减少了冬季供暖能量消耗,在不影响浮选效果的情况下使得铁矿尾矿中磷的浮选成本降低了30%以上。通过以上工艺改进措施,探索出一条全新的联合选矿工艺,克服了常规选矿流程的弊端,成功实现了对超低品位伴生铁磷矿物的低成本综合回收。

国外某难选高砷铜金矿石选冶联合工艺研究

国外某高砷铜金矿石金、铜、砷品位分别为3.46 g/t、1.028%、1.16%,为高效开发利用该矿石资源,进行了系统的浮选试验以及加压预氧化、氰化浸金试验研究,确定采用混合浮选—铜砷(硫)分离—硫砷精矿加压预氧化氰化浸金—尾矿直接氰化的选冶联合工艺。试验结果表明:原矿在磨矿细度为-0.074 mm占85%时,经1粗2扫混合浮选,混浮精矿再磨至-0.038 mm占85%,经1粗2精1扫铜砷(硫)分离获得铜、金、砷品位分别为22.49%、27.43g/t、0.42%,铜、金、砷回收率分别为87.99%、35.12%、1.88%的铜精矿以及铜、金、砷品位分别为0.47%、9.03 g/t、5.90%,铜、金、砷回收率分别为6.03%、37.93%、86.57%的硫砷精矿;采用加压预氧化—氰化浸金工艺处理硫砷精矿,金对原矿的回收率达到36.19%;采用直接氰化浸金工艺处理混合浮选尾矿,金对原矿的回收率为10.77%;铜和金的选冶综合回收率分别达到87.99%、82.08%,实现了矿石中铜和金的有效回收。

含铀硼铁矿选铁尾矿中铀硼资源回收试验研究

辽宁翁泉沟地区含铀硼铁矿中铀、硼资源丰富,主要以晶质铀矿和硼镁石的形式存在,某选矿厂含铀硼铁矿选铁尾矿中U、B2O3品位分别为0.0133%、14.05%。为了提高该选铁尾矿中铀、硼资源的利用率,进行了矿物特征自动定量分析系统(AMICS)测试、化学分析、铀硼元素的平衡计算和粒度分析,探明了尾矿中的矿物存在形式、粒度分布、解离特性、元素分布等特征,根据试样性质,制定了“微细粒铀、硼矿物强化物理场预富集—摇床精选—重选尾矿浮选”的重—浮联合工艺分选流程。试验结果表明:通过优化离心分选、摇床分选、浮选的操作,获得了铀精矿中U品位0.1518%,U作业回收率60.16%,硼精矿中B_(2)O_(3)品位14.76%,B_(2)O_(3)作业回收率94.84%的分选指标;铀矿物主要分布在-74μm细粒级中,U分布率为77.13%,硼矿物主要分布在-38μm细粒级中,B2O3分布率为84.67%;和原工艺指标相比,选铁尾矿中U、B_(2)O_(3)回收率都得到提高,可为企业增加效益。该含铀硼铁矿选铁尾矿重—浮联合工艺可以有效回收微细粒铀、硼矿物,对其他微细粒矿物的回收具有借鉴意义。

刚果(金)某高钙镁铜钴矿的选冶联合试验研究

刚果(金)某高钙镁铜钴矿含有大量耗酸脉石,直接浸出时酸耗高,经济效益低。通过选冶联合试验研究,采用连续五次氧化矿粗选、粗精矿不再精选的流程获得产率为26.27%,铜、钴品位分别为6.45%、0.96%,铜、钴回收率分别为90.61%、89.07%的铜钴精矿。针对原矿和推荐浮选工艺获得的精矿进行浸出试验,并对两种工艺进行了技术经济指标对比,结果表明,相较于直接浸出工艺,采用选冶联合工艺,浸出酸耗降低了80.64%,综合药剂成本降低了58.16%,使经济效益得到大幅提升。

退役锂离子电池正极材料回收有价金属研究进展

随着锂离子电池在新能源汽车中的广泛应用,电池的报废数量也急剧增多,如何高效回收退役电池中的有价金属是目前研究的热点。文中介绍了从退役电池正极材料中回收有价金属的相关工艺,即火法冶金、湿法冶金、生物冶金和火法焙烧-湿法联合冶金,并分析了目前回收工艺存在的问题。其中,火法焙烧-湿法联合冶金结合了火法冶金及湿法冶金的优点,能实现对特定金属的优先提取,对环境污染小,具有巨大的应用前景。

镍钼矿处理工艺的研究现状

分析介绍了镍钼矿的矿物组成特点,综合评价了镍钼矿处理工艺的研究现状,对比了镍钼矿湿法冶金工艺与火法冶金工艺的优缺点。提出采用湿法冶金工艺处理镍钼矿在很多方面都优于火法冶金工艺,以及现有镍钼矿冶金工艺中存在的一些问题,并展望了镍钼矿处理工艺的发展趋势。

难处理高结合率氧化铜矿选冶联合工艺研究

采用选冶联合工艺对含铜1.53%、氧化率47.06%、结合率21.57%的高结合率氧化铜矿进行回收.原矿的砂光片分析结果表明,矿石中大部分铜矿物嵌布粒度极细,多呈星点状和不均匀浸染状分布,与硅、钙、镁、铝等脉石共生严重,导致浮游性较差.针对该矿石的特点,研究了工艺参数及流程结构对指标的影响,确定了"三次粗选—粗精矿再磨—三次精选"的硫化浮选工艺流程,获得了含铜品位为23.43%、回收率为53.72%的铜精矿.对尾矿的形貌及矿物组成表征发现:铜矿物呈细粒浸染状或被硅酸盐矿物包裹,导致这部分铜损失在尾矿中.在最佳的酸浸工艺条件下,对浮选尾矿进行酸浸试验,获得了相对原矿的浸出率为33.21%的试验指标;铜综合回收率为86.93%.

湖北某云母型含钒石煤重—浮联合预抛尾试验

湖北某云母型含钒石煤V_2O_5品位为0.81%,钒主要赋存在白云母和伊利石中。为提高酸浸给矿V_2O_5品位、降低酸浸作业矿量及耗酸矿物含量,从而降低酸耗和生产成本,对有代表性试样进行了重—浮联合工艺预抛尾试验。结果表明,试样在磨矿细度为-74μm占70.9%情况下,采用超极限螺旋溜槽粗选,粗选中矿再磨至-74μm占65.6%情况下进行螺旋溜槽再选,再选中矿再磨至-74μm占75.6%情况下正浮选,可抛出产率29.59%、V_2O_5品位为0.34%的合格尾矿,精矿V_2O_5品位提高至1.01%,V_2O_5回收率达87.60%,较好地实现了提高酸浸给矿V_2O_5品位、降低酸浸作业矿量及耗酸矿物含量的目标。

钽铌矿精选的研究现状

钽铌矿普遍存在品位较低,嵌布粒度较细、性脆易碎、矿物组分复杂等特点,因此钽铌矿石的选矿往往先进行粗选富集,粗精矿再精选获得合格产品。目前,钽铌矿的精选,重选和磁选工艺仍占主导地位;浮选是回收微细粒钽铌矿物最有效的方法;电选常用来去除杂质和综合回收有用矿物;联合工艺是分选钽铌粗精矿最有效的精选工艺;选冶联合既能提高钽铌矿的品位与回收率,又能综合回收利用其他有价元素,将是今后重要的研究方向。

黑色岩系钼镍矿的处理工艺研究概况

近年来随着我国经济的高速发展,出现了矿产资源保有储量短缺的局面。合理开发富含多种有价金属的黑色岩系钼镍矿资源,对我国国民经济与国防的建设有着十分重要的战略意义。结合钼镍矿的矿物组成和特性的分析,介绍了当前钼镍矿的处理工艺研究概况。提出了选冶联合处理钼镍矿的工艺,以及现有工艺中存在的一些问题。同时针对钼镍矿的性质特点,提出了下一步的研究方向。对其他低品位多金属矿的综合利用提供了一定的参考。

四川某石英脉型金矿联合选矿工艺

研究四川某石英脉型金矿选矿工艺,采用重选—浮选—磁选联合流程,可获得金精矿产率5.83%、金品位82.76 g/t、回收率94.47%的综合选矿指标。联合工艺流程适合矿石资源特点,可用于同类型金矿资源开发利用。

非洲赞比亚难选混合铜矿工艺矿物学研究

非洲赞比亚穆利亚希混合铜矿中铜品位为1.46%,铜矿物氧化率高,为76.92%,其中难选的结合氧化铜含量较高,结合率为39.16%,导致该矿石的选别难度极大。采用显微镜观察、矿物参数自动定量分析系统(MLA)等手段进行工艺矿物学研究,发现矿石中存在铁质矿物浸染结合铜和包裹氧化铜的现象,硅孔雀石和孔雀石与褐铁矿和黑云母包裹且嵌布粒度较细,造成矿石选别困难。依据工艺矿物学研究结果确定了适宜的选别流程,浮选闭路采用一粗一精一扫流程,可得到铜精矿品位为29.89%,回收率为30.56%,浮选尾矿采用加温酸浸法,可得到铜浸出率为82.19%,高效回收了难选混合铜矿中的铜资源。

从高炉除尘灰中综合回收碳、铁和锌的试验研究

基于选冶联合工艺,对某厂排放的高炉除尘灰进行综合回收铁、锌、碳的试验研究。先采用浮选-磁选法回收碳和铁,再采用酸浸-除杂-电积湿法回收锌,重点对影响锌浸出的工艺因素和条件进行了考察。结果表明,通过选冶联合工艺处理高炉除尘灰获得较好的选别指标,且可回收碳品位为86.52%和回收率为92.80%的碳精矿、铁品位为54.16%和回收率为45.47%的铁精矿以及纯度为95.2%的锌产品,锌总回收率达到87%以上。

非氰提金技术研究进展

随着难处理金矿的占比不断增加以及人们对环保问题的日益重视,氰化法受到了技术和环保两方面的制约,非氰方法成为金、银提取的必然趋势。非氰方法包括湿法工艺和火法工艺两大类。系统介绍了湿法非氰方法中卤素法、硫脲法、硫代硫酸盐法、硫氰酸盐法和环保提金剂的原理及发展状况;火法非氰方法主要介绍了具代表性的高温氯化焙烧工艺和造锍捕金工艺,其适用对象分别为铁含量高的含金物料和含砷、硫、碳等难处理金精矿。通过综合分析得出贵金属提取的重要趋势是火法—湿法工艺结合,即先通过火法充分富集贵金属,再利用湿法工艺高效回收。

广东某含硫铁低品位铜矿石选矿工艺研究

广东某含硫铁低品位铜矿石主要有用元素铜、硫、铁品位分别为0.51%、27.68%、34.07%。铜赋存状态复杂,以次生硫化铜形式存在的铜占总铜的54.91%,水溶性铜占总铜的26.39%,采用常规浮选方法选别铜回收率低。为探索该矿石中铜、硫、铁的高效分选工艺,对其进行了选冶工艺研究。结果表明:原矿磨细至-0.074 mm占72%时,采用p H=3的硫酸溶液为浸出剂,在液固比为4 m L/g、搅拌转速为1 400 r/min、浸出时间为24 h条件下浸铜,可以获得铜浸出率为93.33%的指标;铜浸渣经自来水搅拌洗涤至p H=6以后,以丁黄药为捕收剂、2号油为起泡剂,经1粗1扫硫浮选,可获得硫品位为48.44%、对铜浸渣回收率为95.57%的高品质硫精矿;浮硫尾矿在磁介质为2mm棒介质、脉动冲程为16 mm、冲次为280次/min、背景磁感应强度为0.6 T条件下,经1次高梯度强磁选选铁,可获得铁品位为51.42%、对铜浸渣回收率为17.02%的铁精矿。以上试验结果说明,采用铜浸出—硫浮选—铁磁选的工艺流程可以实现矿石中铜硫铁的有效分离。