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。

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。

选冶联合回收某高硫黄金尾矿中金的试验研究

为实现选金尾矿资源中金的高效回收,对陕西省某含硫黄金尾矿(硫含量为11.60%、金含量为1.5×10^(-6)、包裹金含量为84.77%)进行预处理—浮选预富集—浮选中矿再磨—浸出的选冶联合工艺研究。结果表明:机械搅拌、超声及添加H_(2)SO_(4)、Na_(2)S预处理均可以改善金矿物表面性质,从而提高浮选回收率;原料添加H_(2)SO_(4)预处理后经2次粗选得到金品位为6.94×10^(-6)、金回收率为87.22%的混合粗精矿产品,浮选回收率较无预处理时提高了10.52%,实现了裸露金和硫化物包裹金的预先富集;粗精矿经一次抑硫精选,获得金品位为21.65×10^(-6)的金精矿;在-0.038 mm含量占95%、NaCN质量浓度为0.16%和浸出时间为48 h的条件下,精选中矿直接浸出率为91.48%,实现了包裹金的分离回收;最终得到金的选冶联合总回收率为80.45%,实现了高硫包裹型难处理金尾矿资源的高效回收。

新疆某浸染状氧化铜镍矿选冶联合试验研究

新疆某浸染状氧化铜镍矿含铜0.89%、镍0.55%,为了开发利用该矿产资源,对其矿石性质进行了详细的研究,结果表明,该矿石工业类型属于超基性岩风化壳型铜镍矿,铜主要以孔雀石、硅孔雀石形式存在,镍主要赋存于绿泥石中。铜、镍氧化率分别为74.16%、96.57%,矿石风化严重,含泥量较大,属于难选氧化铜镍矿。在矿石性质研究的基础上,对矿石进行了浮选、搅拌浸出、池浸等方案对比试验研究,采用池浸回收铜、镍效果较好。当磨矿细度为-0.074 mm占45%、矿浆质量浓度为20%、硫酸用量为50 g/L、浸出时间为24 d时,铜浸出率可达81.27%、镍浸出率为60.32%;对铜镍浸出液采用铁置换沉铜—中和除铁—硫化法沉镍,可以获得海绵铜品位92.05%、铜置换率为97.35%,硫化镍中镍品位为24.32%、镍沉淀率为86.78%。最终铜的回收率为79.12%,镍的回收率为52.35%,实现了铜、镍的有效回收。本研究可为该矿山的开发利用提供技术依据,也可为同类型氧化铜镍矿石开发利用提供参考。

提高某锡多金属矿石中锡石回收效果的工艺设计

湖南某锡多金属矿石矿物组成复杂,主要有价金属矿物为锡石、方铅矿、脆硫锑铅矿、黄铜矿和闪锌矿,主要脉石矿物为石英、黄玉、长石、云母、绿泥石。矿石中的锡石呈粗细不均匀嵌布,碎磨过程中易过粉碎。为了提高矿石中锡石的回收效果,以试验结果和原生产工艺为依据,对新建系统的选锡工艺进行了优化设计。设计采用高频细筛为分级设备,以减少锡石的过粉碎;采用分级重选工艺,以改善锡石的摇床分选效果;对于重选难以回收的微细粒锡石,采用脱泥后浮选+离心选矿机精选工艺进行回收,获得了锡品位55%、回收率68.4%的综合锡精矿,生产指标和经济效益均优于原工艺。

全球锰矿资源现状及选矿技术进展

当前全球锰矿资源分布不均衡、产能高度集中。在概述全球与我国锰矿资源的基础上,针对我国锰矿资源分布广、品位低、技术加工性能差、高质量锰矿对外依存度高的特点,从传统选矿法、还原浸出法和焙烧联合法三个方面总结了国内外锰矿选矿技术领域的研究及应用现状,分析了目前锰矿选矿存在的工艺技术问题,并展望了未来高效、清洁、经济处理锰矿选矿技术的发展趋势。研究可为锰矿的资源化利用提供技术借鉴。

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。

倍半氧化物在磷矿中赋存状态及分选方法研究进展

本文概述了磷矿中主要的杂质倍半氧化物(R2O3)赋存状态、规律及对下游生产的危害,论述了倍半氧化物的分选方法及研究进展。随着资源日益贫乏,磷矿浮选精矿中倍半氧化物含量上升会造成磷矿分解率下降、酸解反应活性降低,导致下游磷化工生产磷酸产品质量下降、管道结垢、输送困难等问题,亟需不断研究新的磷矿倍半脱除方法。目前脱除的方法主要有浮选分离、磁浮、分级浮选等联合浮选、化学分离等方法。浮选可以有效脱除一部分的倍半氧化物含量,未来研究方向主要是开发更有选择性和针对性的脱铁、铝的药剂;磁浮分离主要用来脱除磷矿中的铁质脉石矿物含量较高的矿物,分级浮选则多用于黏土矿物较多的磷矿;化学法则主要针对铝质脉石矿物进行处理,溶剂萃取法是未来除铝的主要研究方向。无论是浮选还是化工的方法,单一方法很难处理磷矿石至合格磷精矿的要求,因此,浮选与下游化工行业的联系将更加紧密。

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。

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%.

难处理混合铜矿选冶联合试验研究

以难处理混合铜矿为研究对象,该矿石铜氧化率和结合率分别为76.92%和39.16%,因为结合率较高,所以极难选别,单一的浮选法或者浸出法无法最大化地回收铜资源,采用浮选-浸出选冶联合法可以对铜资源高效回收。浮选作业采用一粗一扫一精的闭路试验流程,当磨矿细度为-74μm占80%,硫化钠用量为400g/t,丁基黄药用量为500g/t时,获得铜品位为29.37%,铜回收率为32.22%的铜精矿。浮选尾矿中剩余的游离氧化铜和难选的结合氧化铜采用加温浸出法进行回收,当浸出温度为70℃,液固比为2∶1,浓硫酸用量为60kg/t,浸出时间为4h时,铜浸出率为82.37%。采用浮选-浸出选冶联合法可使铜综合回收率达到88.05%,实现了难处理混合铜矿的高效回收,提高了资源利用率。

某极微细粒难选金矿选冶工艺研究

某浸染型金矿嵌布粒度极微细,采用单一浮选或氰化浸出回收率低,回收难度大。对其开展了"浮选-粗精矿+中矿酸浸除杂-尾矿除钙"和"焙烧-氰化浸出"两种选冶联合工艺流程研究,并对不同工艺进行了盈利初评计算。结果表明,二种工艺均可获得金回收率80%以上的优良指标,预期经济效益显著。研究结果可为矿山提供抉择依据。

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。

某菱铁矿磁化焙烧-磁选工艺试验研究

为了更好地利用菱铁矿资源,对云南某铁品位为40.84%的难选菱铁矿石进行了磁化焙烧-磁选工艺试验研究,在不添加还原剂的条件下,在焙烧温度800℃、焙烧时间60 min时得到焙烧矿,焙烧矿经磁选后获得了铁精矿产率61.25%、品位64.65%、回收率96.96%的指标。可为高效利用菱铁矿资源的工艺设计提供依据。

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。

复杂稀有金属伴生矿资源的综合利用现状

介绍了复杂稀有金属伴生矿的资源分布特征,总结了其分离提取的主要方法及优缺点,并指出选冶联合工艺是实现这类资源综合利用的重要途径。

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。

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。