南方离子型稀土矿绿色提取技术研究进展

离子型稀土矿富含中、重稀土元素,是我国优势战略矿产资源。目前,该类型矿石中的稀土主要采用硫酸铵浸出、碳酸氢铵沉淀的工艺提取,提取过程中存在氨氮污染等问题。从离子型稀土矿浸取技术的发展、沉淀法富集回收稀土技术的开发和萃取法富集回收低浓度稀土技术等3个角度总结了南方离子型稀土矿提取技术的发展现状,介绍了稀土提取各阶段的技术优势和局限,分析了无氨浸出剂的研发进展,阐述了沉淀法和萃取法富集回收稀土的技术现状,指明了研发新一代镁盐复合浸出剂、筛选和调配高效稀土沉淀剂及其配套浸取工艺,将是离子型稀土矿绿色提取技术的研究重点。

青海某硫化铅锌矿选矿工艺优化研究

青海某铅锌硫化矿石选矿厂采用中性介质下优先浮铅-锌硫混浮-锌硫分离工艺流程处理矿石,导致生产不够稳定,选矿指标不理想。为解决此问题,采用中性介质下优先选铅-碱性介质下优先选锌-硫酸调浆再选硫的原则流程进行了选矿试验。结果表明:矿石在磨矿细度为-0.074 mm占55%的情况下,采用1粗2精1扫选铅、1粗2精1扫选锌、1次浮选选硫流程处理矿石,获得了铅品位为70.72%、含锌2.14%、含硫19.98%、含金1.92 g/t、含银1 322.45 g/t,铅回收率为91.78%、金回收率为14.28%、银回收率为76.29%的铅精矿;锌品位为48.86%、含铅0.26%、含硫32.67%,锌回收率为97.88%的锌精矿;硫品位为47.44%、含金0.67 g/t、含铅0.11%、含锌0.17%,硫回收率为64.14%、金回收率为80.86%的硫精矿。新工艺流程更简洁,生产更稳定顺畅,电耗和药剂成本均有所下降,在铅、锌精矿质量指标相当的情况下,铅、锌回收率分别提高了0.50和4.32个百分点,伴生金银和硫精矿指标也得到了改善。

电解废液与锌冶炼烟尘协同处理试验研究

为综合回收锌冶炼烟尘及电解废液中的有价金属,本研究进行了利用锌电解废液浸出锌冶炼烟尘试验,通过一段浸出、碳酸钠中和沉锌及氢氧化钠中和沉镁等工序获得了沉锌产品和沉镁产品,通过两段浸出、萃取反萃、中和沉铟等工序获得了富铟渣及副产物铅银渣。试验最佳工艺条件:一段浸出为液固比4:1,浸出温度80℃,浸出时间75 min,在此条件下,锌浸出率可达78.69%,铟浸出率仅为8.4%;锌镁分离最佳终点pH值区间为6.86~7.80;二段浸出最佳工艺条件为终点pH值1.08,液固比3:1,浸出温度75℃,浸出时间10 h,在此条件下,铟浸出率可达86.84%。该研究可为炼锌厂开路除杂及综合回收有价金属提供新思路。

新疆某铜镍硫化矿选矿工艺研究

新疆瑞伦某铜镍硫化矿原矿含铜0.14%,含镍0.51%,属于高镍低铜硫化铜镍矿。原矿中铜品位较低,同时含有大量易泥化的滑石、蛇纹石等脉石矿物,给该铜镍矿的高效回收带来不利影响。为高效开发利用该铜镍硫化矿石,进行了系统的选矿工艺研究。实验室小型闭路试验结果表明:在磨矿细度为-74μm占75%,以碳酸钠为pH调整剂,硫酸铜为活化剂,水玻璃和CMC为抑制剂,Z-200、丁铵、丁黄和戊黄为捕收剂的条件下,经2粗4精3扫铜镍混合浮选,铜镍混合精矿以石灰为pH调整剂、Z-200为捕收剂、BK-204为起泡剂,可获得含铜26.12%、含镍0.55%,铜回收率76.49%、镍回收率0.44%的铜精矿,含镍10.42%、含铜0.39%,镍回收率73.14%、铜回收率9.97%,MgO降至5.88%的镍精矿。试验解决了镍精矿中氧化镁杂质含量较高的问题,提高了精矿质量,可以为现场生产提供理论依据。

四川会东某铅锌矿石选矿工艺优化研究

四川会东某高泥铅锌矿石主要有价组分铅、锌、银含量分别为1.01%、6.30%、34.89 g/t,铅矿物以方铅矿为主,锌矿物以闪锌矿为主。由于现场浮铅时抑锌效果不理想,即使浮选工艺流程冗长,但铅、锌精矿指标仍不理想。试验引进新型、高效抑制剂XKY-02配合硫酸锌抑锌浮铅,再活化选锌,在磨矿细度为-200目占80%的情况下,采用1粗2精1扫浮选选铅、1粗1精1扫浮选选锌、中矿顺序返回流程处理矿石,获得了铅品位为55.77%、银品位为571.72 g/t、含锌6.70%、铅回收率为71.05%、银回收率为21.17%的铅精矿,以及锌品位为56.06%、银品位为244.87 g/t、含铅1.04%、锌回收率为92.59%、银回收率为72.99%的锌精矿。与现场工艺相比,铅、锌选矿工艺段数明显减少,但精矿指标明显改善。

青藏某难选铜钼混合精矿高效分离试验研究

针对青藏高原某选厂生产的含Cu 28.93%、含Mo 0.78%、含SiO28.05%、含MgO 1.02%的铜钼混合精矿铜钼分选效率不高、钼精矿品质差等问题开展选矿工艺研究。结果表明:铜钼混合精矿经1粗4精2扫开路铜钼分离浮选试验后可获得含铜1.05%、含钼30.56%的钼精矿,钼精矿品位偏低。通过对钼精矿进行X射线衍射及工艺矿物学分析可知,钼精矿品位不佳的主要原因是滑石类脉石矿物含量高。降镁小型试验结果表明,对铜钼混合精矿进行预处理,添加酸化水玻璃+CMC作为滑石抑制剂,可有效降低铜钼精矿中的硅、镁含量,且对铜、钼指标影响较小。降镁预处理后的铜钼精矿磨细后,采用1粗5精2扫的抑铜浮钼浮选工艺流程进行闭路试验,可获得含铜0.65%、铜回收率0.04%,含钼47.63%、钼回收率92.43%的钼精矿及含铜31.88%、铜回收率99.96%,含钼0.08%、钼回收率7.57%的铜精矿,试验指标良好,实现了铜钼高效分离,得到合格的铜钼精矿产品。为现场铜钼分离改造提供了技术支持。

以轻烧氧化镁制备六角片状氢氧化镁的研究

以盐湖产不同粒径轻烧氧化镁为原料,通过水化水热法制备六角片状氢氧化镁。考察了不同的反应温度、反应时间、搅拌速度和固液比对氧化镁水化率、制得氢氧化镁形貌、粒径的影响。采用X射线衍射仪、扫描电子显微镜、激光粒度仪等对所制得的氢氧化镁颗粒的物相、形貌和粒度进行了分析,同时把不同原料所得氢氧化镁用在聚乙烯(PE)中检测其阻燃性能。结果表明通过控制反应温度、反应时间、搅拌速度和固液比,氧化镁原粉的水化率可以达到95%,氧化镁细磨粉的水化率可达到100%,得到的氢氧化镁均呈现六角片状,但粒径尺寸存在差异。用在PE中,细粒径的氢氧化镁分散性更好,阻燃效果更明显。

硫化矿浮选中滑石抑制剂的研究进展

许多硫化矿常与滑石等镁硅酸盐矿物共存,滑石因其良好的可浮性影响硫化矿浮选分离,影响硫化矿选矿综合指标,对于这类硫化矿常通过抑制滑石实现二者的浮选分离,故对滑石抑制剂及其作用机理进行研究有着重要的意义。本文综述了滑石抑制剂研究进展,滑石抑制剂分为无机类和有机类,无机抑制剂如水玻璃、六偏磷酸钠等在硫化矿浮选中被广泛应用,其抑制机理主要为水解后形成的物质吸附于滑石表面,从而使得滑石亲水;高分子有机抑制剂如CMC、古尔胶等对滑石抑制能力较强,选择性较好,此类药剂主要是通过羟基、羧基与滑石形成氢键、化学键,使滑石亲水,实现硫化矿与滑石的浮选分离。采用有效的高分子抑制剂是今后实现滑石与硫化矿浮选分离的主要方向,而高分子抑制剂中-OH与-COOH是抑制滑石的主要官能团,这为滑石抑制剂的改性、设计与开发提供了依据。

新型捕收剂Y2提高四川某铅锌硫化矿浮选指标的研究

四川某铅锌硫化矿方铅矿、闪锌矿和黄铁矿嵌布关系复杂。现场在中性条件下,以25^#黑药作铅捕收剂浮铅,浮铅尾矿再选锌,获得的铅、锌精矿品位偏低、且精矿中铅、锌互含严重,难以实现高效回收铅、锌资源。为此,针对该铅锌硫化矿矿石性质,在高碱条件下,以具有较好选择性和捕收性的铅高效捕收剂Y2浮铅,硫酸锌作锌矿物抑制剂,经一次粗选、三精精选获得铅精矿,粗选尾矿经两次扫选后再选锌。试验室小型闭路试验研究结果表明,在原矿含铅1.39%、含锌2.38%的情况下,可获得铅精矿含铅50.34%、含锌6.59%、铅回收率80.61%,锌精矿含锌49.44%、含铅1.94%、锌回收率88.60%的较好指标。与现场工艺相比,铅精矿中铅品位提高了6.46%、铅回收率提高了7.04%、杂质锌含量降低2.23%,锌精矿中锌品位提高6.02%、锌回收率提高5.06%、杂质铅含量降低0.9%,使用新型捕收剂Y2的优越性明显。

响应曲面法优化青藏高原某铜矿浮选工艺研究

针对青藏高原某铜矿现场药剂制度的缺陷,在单因素试验的基础上,建立响应曲面数学模型,寻求新型捕收剂XK-103在该矿应用的最佳条件及与其他因素对指标的交互影响。矿浆pH值、调整剂硫化钠用量和捕收剂XK-103用量对该铜矿浮选指标有显著影响,经单因素条件试验,初步确定矿浆pH值为9,硫化钠用量为250 g/t,XK-103用量为28 g/t时,铜浮选指标最佳。用Design-Expert 8.0.6软件进行响应曲面分析优化和方差分析计算,以矿浆pH值、XK-103用量和硫化钠用量为自变量,铜粗精矿的回收率和品位为响应值建立数学模型,获得的最佳浮选条件为pH=9.11,XK-103用量27.64 g/t,硫化钠用量234.04 g/t,在此条件下,铜粗精矿的铜回收率计算响应结果为94.67%,铜品位响应结果为17.10%。根据响应曲面结果,选取pH值为9,硫化钠用量为235 g/t,XK-103用量为27.60 g/t进行闭路试验验证,结果表明,在原矿铜品位为1.28%的条件下,经1粗1精2扫的闭路流程试验获得了铜品位为29.53%,铜回收率为95.21%的铜精矿。

高钙型低品位铜矿酸性浸出动力学研究

通过单因素实验及动力学分析研究了低品位氧化铜矿的浸出过程,考察了矿物粒度、浸出温度、硫酸浓度和液固比对浸出过程的影响。结果表明,适宜的浸出条件为:矿物粒度-0.074 mm粒级占比85%、浸出温度60℃、浸出时间120 min、硫酸浓度2.5 mol/L、液固比4∶1,此时铜浸出率为96.23%;CaCO_(3)的存在导致浸出过程硫酸消耗增加;浸出过程可用未反应核收缩模型来描述,反应速率受固膜界面传质和扩散混合控制,浸出过程活化能为8.78 J/mol。

低品位铜镍矿石高效分选及综合回收试验研究

某低品位铜镍矿含镍0.50%、含铜0.15%,金、银的含量较低,含镁较高。脉石矿物中含有大量可浮性较好的蛇纹石、滑石等钙镁矿物,同时原矿中镍氧化率较高,属于难选低品位铜镍矿石。为高效综合回收有价金属资源,对该矿石进行了选矿工艺试验研究。在“铜镍混浮-铜镍分离”的流程结构以及磨矿细度-74μm占75%的条件下,铜镍混浮添加酸化水玻璃配合CMC共同作脉石矿物的抑制剂,强化脉石矿物的抑制,采用硫酸铜活化镍矿物,选择捕收能力较强的戊基黄药作捕收剂;对于铜镍混合精矿添加活性炭进行脱药,石灰抑制镍矿物,实现铜镍矿物的分离。全流程闭路试验可以得到含铜28.84%、铜回收率74.18%,含镍0.62%、镍回收率0.41%,含金3.30 g/t、含银70 g/t的铜精矿;含镍6.61%、镍回收率81.80%,含铜0.40%、铜回收率19.27%的镍精矿,铜镍分离效果较好。铜精矿中的金银均达到计价标准,且铜精矿达到了二级品的标准。“铜镍混浮-铜镍分离”工艺实现铜镍矿物的高效分离,减少铜、镍精矿中的互含,同时将贵金属金、银尽可能富集在铜精矿中,实现有用矿物最大限度的回收。

某热滤渣碱浸制备的硫化钠用于铜钼分离试验研究

西北某锌冶炼厂经湿法冶炼及浮选等工序后得到硫磺产品和热滤渣,其中热滤渣为浸出产出的冶炼固废,富含锌、金、铁等有价金属,且硫主要以单质硫为主,含量约为52%。采用碱浸方式处理该热滤渣,可降低热滤渣中硫含量,生成的硫化钠与热滤渣中其他金属元素结合生成硫化盐,进而实现渣中有价金属元素的富集,减少固废排放。该工艺提供了一种经济效益、工艺技术等方面可行的技术路线,可实现有价金属的高效富集,且产出高性能产品硫化钠。采用该硫化钠产品进行铜钼分离试验,并与工业硫化钠进行对比,结果表明,采用高碱倍数浸出得到的硫化钠进行铜钼分离试验,分离指标优良,分离效果与工业硫化钠的基本一致,可用于铜钼分离工业应用,为处理该类热滤渣提供了技术参考。

四川某硫化铅锌矿石铅浮选工艺优化研究

四川某硫化铅锌矿铅锌品位低,含硫较高,矿石中部分方铅矿、闪锌矿嵌布粒度较细,呈细脉状、浸染状嵌布,影响铅锌浮选分离指标。在现有的分选工艺流程下,铅精矿中含锌较高,影响锌回收率。为此,在工艺矿物学研究基础上,开展了铅浮选工艺优化试验研究。新工艺采用25^(#)黑药作选铅捕收剂,铅粗精矿进行再磨,降低了铅精矿锌含量,提高了铅精矿铅品位和锌精矿锌回收率;小型闭路试验在原矿含铅1.21%、含锌2.19%、含银25.48 g/t的条件下,可获得含铅45.58%、含锌5.43%、含银861.72 g/t,铅回收率84.11%的铅精矿;含铅1.11%、含锌54.10%,锌回收率87.14%的锌精矿。铅精矿、锌精矿的品位分别较现场工艺提升2.42、3.72个百分点,铅、锌回收率分别提高0.26、4.11个百分点,研究结果为该铅锌矿的实际生产提供指导。

提高铜锌铁矿石中伴生金银指标的试验研究

某铜锌铁多金属矿含铜0.58%、锌1.44%、全铁34.96%、金0.21 g/t、银5.91 g/t。铜、锌主要以硫化矿形式存在,因此在保证铁铜锌较好指标的基础上采用新型药剂回收伴生金银。采用“优先选铜,选铜尾矿选锌”的浮选工艺,在磨矿细度-0.074 mm占75%,8250为铜新型捕收剂,8194为锌新型捕收剂,石灰、硫酸锌、亚硫酸钠、硫酸铜作为常规调整剂。闭路试验可获得含铜20.801%、铜回收率88.92%的铜精矿,含锌50.86%,锌回收率75.82%的锌精矿,铜精矿金回收率为48.03%,银回收率为71.16%。铜回收率比原工艺提高7.44个百分点,金、银均已达到计价标准且回收率较原工艺分别提高9.64个百分点和20.76个百分点,进一步减少了资源浪费,增加了企业效益。

某高硫铜硫矿工艺矿物学研究

研究了某高硫铜硫矿的工艺矿物学。结果表明,原矿中铜品位为2.85%,硫品位为24.32%,金含量为0.48 g/t,铜、硫、金是主要回收的元素。原矿中的金属矿物有黄铜矿、黄铁矿、蓝辉铜矿。目的矿物黄铜矿和黄铁矿的嵌布粒度差异较大,且铜矿单体解离度相对较差。在选择工艺流程时应该注重氧化铜矿物的回收,同时要选择合适的磨矿细度,保证目的矿物单体解离。

四川某铅锌矿选锌新型捕收剂工业试验研究

针对高碱抑硫浮锌工艺中石灰应用带来的弊端,寻求适用于低碱抑硫浮锌工艺的高效捕收剂XK-512在现场工业应用的最佳效果。实验室小型试验研究表明,捕收剂XK-512对硫化锌有良好的选择性,初步确定了锌浮选粗选作业的药剂制度,碳酸钠用量为500 g/t,硫酸铜用量为200 g/t,捕收剂XK-512用量为20 g/t。在四川某铅锌矿进行工业试验,经过不断调试和改进,最终在原矿含锌3.34%的条件下,获得了锌品位48.54%、作业回收率为96.15%的锌精矿。

基于电感耦合等离子技术测定高纯氧化镁产品中酸溶硅含量

高纯氧化镁产品纯度达到99.9%,杂质硅含量是评价高纯氧化镁产品等级的重要指标之一,对其进行准确测定显得尤为重要。常规的标准曲线法无法克服镁的基体效应,国内同行常规使用基体匹配法来克服基体效应,但是难以找到含杂元素与高纯氧化镁产品相近且纯度更高的金属镁。采用标准加入法作为技术手段,优点是非常适合高镁基体浓度中(超)痕量元素的分析,准确度高。本研究以盐酸溶解样品,以标准加入法为技术手段,采用电感耦合等离子体发射光谱技术,建立了一种简单、快速、准确的测定方法。该方法在分析谱线251.611 nm处,有良好的线性关系,方法的检出限为0.0183μg/mL,测定下限为0.0610μg/mL。在实际高纯氧化镁产品测试中,加标回收率在97.86%~103.80%之间,适合高纯氧化镁产品中酸溶硅的测定,为解决盐湖化工企业氧化镁产品中酸溶硅含量的测定提供了技术支撑。

电感耦合等离子体发射光谱在测定水氯镁石中钾、钠、钙、硫含量的应用研究

采用标准曲线法,建立了ICP-AES同时测定水氯镁石中钾、钠、钙、硫元素的分析方法方法。进行加标回收试验对方法的准确度进行验证,实验结果表明各待测元素的加标回收率为95.40%~100.20%。进行精密度实验对方法的精密度进行验证,实验结果表明相对标准偏差RSD%为1.02%~6.12%。进行系列标准溶液的曲线设计,在选定波长下标准曲线的相关系数均大于0.999。通过对空白溶液进行分析,确定方法的检出限和测定下限。方法简单可靠、准确度高,精密度好。

某低品位硫化镍铜矿工艺矿物学研究

某镍铜矿随着不断被深部开采,矿石逐渐趋于“贫细杂”,给该矿产资源的综合利用造成一定的困难。为了高效回收该镍铜矿中的有价组分,对该镍铜矿进行详细的工艺矿物学特征研究。结果表明:该镍铜矿属硫化型镍铜矿石,Ni品位0.38%,硫化率84.00%,Cu品位0.09%,硫化率97.24%,铜的氧化率低,对铜的浮选回收有利;Co、Au、Ag可考虑综合回收;矿石中金属硫化矿物主要为磁黄铁矿、镍黄铁矿,其次为黄铁矿、黄铜矿、少量及微量针镍矿、闪锌矿、红砷镍矿、辉砷镍矿和方铅矿。脉石矿物中片状或纤状矿物较多,在磨矿过程中易集中于相对较粗的粒级,且有部分含镍滑石浮于矿浆表面,易进入精矿,筛选对滑石等易浮脉石的抑制剂至关重要;矿石中硫酸镍为水溶性镍,如碧矾、含镁碧矾等,硅酸镍为以离子状态被某些硅酸盐矿物吸附或与其钙镁离子置换形成的含镍硅酸盐矿物,氧化镍为由于氧化作用残留于磁性铁中的镍,这三类矿物均为氧化作用的产物,是浮选难以富集的,影响镍的回收。