SO2-3、NH3?H2O、Cu2＋对高硫金精矿石硫合剂浸出的影响

采用石硫合剂提金法对高硫金精矿进行浸出试验,考察了SO 2-3、NH3? H2 O、Cu 2＋浓度对浸出过程的影响。其结果表明：在磨矿细度-400目80％,液固比6∶1,SO 2-3浓度0．1 mol/L, NH3? H2 O浓度1．6 mol/L,Cu 2＋浓度0．04 mol/L,Na2 CO3浓度0．1 mol/L,搅拌速度500 r/min,浸出温度40℃,浸出时间8 h的条件下,金的浸出率达到88％左右;浸出过程中加入SO 2-3,保证S 2-x和S2 O 2-3的稳定性,并减少因S单质、CuS和Cu2 S的沉积而阻碍浸金传质过程的影响;NH3? H2 O不仅调节浸出pH值,而且与Cu 2＋形成[Cu（NH3）4]2＋,促进金的浸出。     

四川某稀土矿选矿试验研究

针对四川某稀土矿选矿工艺存在的稀土回收率低的问题,开展了一系列选矿试验研究。试验结果表明,在矿浆质量浓度为30%,粗选NaOH用量为600g/t,水玻璃用量为3000g/t,EF1106用量为3500g/t,起泡剂用量为60g/t情况下,采用一粗、三精、两扫、中矿按顺序返回的选矿流程,可获得稀土REO的品位和回收率分别为66.32%和79.88%的稀土浮选精矿。与该选厂的生产指标相比,稀土回收率提高了13.93%。     

华北某低品位铜钼矿石选矿试验

为解决华北某低品位斑岩型铜钼矿石的高效、低成本开发利用问题,在查明了矿石中主要有用矿物为黄铜矿、斑铜矿和辉钼矿,原生硫化铜+次生硫化铜占总铜的97.10%,硫化钼占总钼的96.02%后,以钼矿物浮选新型捕收剂为研究核心,对该矿石进行了铜钼混合浮选试验。结果表明,该矿石适宜的磨矿细度为-0.074 mm占65%,铜钼混浮粗选捕收剂Mo+MC用量为12+3 g/t,矿浆调整剂石灰用量为1 500 g/t,起泡剂2#油用量为25 g/t,采用1粗3精3扫、中矿顺序返回的闭路流程处理该矿石,可获得铜、钼品位分别为23.72%、1.044%,铜、钼回收率分别为87.22%、74.39%的铜钼混合精矿。     

某浮选金精矿微波低温预处理助浸试验

为了揭示微波低温预处理对硫化物包裹的微细粒分散金的助浸效果,以福建双旗山浮选金精矿为原料,以微波低温预处理为核心手段,研究了不同助浸条件对金浸出的影响。结果表明,在微波功率为3 kW、预处理时间为6 min（对应的预处理温度为300 ℃左右）,焙渣磨矿细度为-0.038 mm占80%,氰化钠用量为3 kg/t、浸出时间为8 h情况下,金浸出率达到96.49%,高于相应条件下马弗炉低温预处理时金浸出率4.17个百分点;与强氧化剂助浸相比,因为微波低温预处理改变的是矿石的微观结构,而强氧化剂改善的只是浸出过程中溶解氧的浓度,因而微波低温预处理的浸出率要高约2个百分点;微波低温预处理助浸与其他助浸方式比较,可以提高金浸出率、缩短浸出时间。     

镁离子对低品位硫化镍矿氧化浸出电化学行为的影响

低品位硫化镍矿中含镁硅酸矿物易被酸溶解出Mg^2+而影响其有价金属提取。采用不同氧化浸出体系研究了Mg^2+对硫化镍矿中Ni、Cu、Mg、Fe浸出的影响,利用循环伏安、动电位极化、交流阻抗等方法研究了Mg^2+影响硫化镍矿中硫化矿物氧化溶解电化学行为。结果表明,试验范围内,低品位硫化镍矿中硫化矿物氧化浸出受氧化产物扩散影响控制,含镁矿物被酸溶解释放出Mg^2+进入溶液,游离的Mg^2+受硫化矿物表面负电性离子吸引而吸附在矿石表面,降低矿物表面氧化溶解双电层电荷转移内阻,加速电荷转移过程;另一方面,由于Mg^2+吸附影响,使得硫化镍矿表面氧化产物膜致密生长而显著负影响硫化矿物浸出,致使硫化矿物自腐蚀速率随Mg^2+浓度增加而降低。Mg^2+对含S物种电对间转化不利,与Fe^3+协同影响硫化矿物氧化浸出效率,低Mg^2+浓度促进Fe^3+/Fe^2+循环,而高Mg^2+浓度引起硫化矿物腐蚀产物层致密生长而降低矿物被溶解的速率。硫化镍矿在不同体系氧化浸出时,初始含Mg^2+条件下,Ni、Cu、Fe浸出效率低于无Mg^2+体系。     

金精矿中硫化物在微波加热过程中的物相变化

以福建双旗山金精矿中的主要硫化物黄铁矿为研究对象, 采用微波加热-磁选的方法, 考察了微波加热过程中黄铁矿的物相变化。研究结果表明: 黄铁矿微波加热过程中生成的磁性矿物类型受加热温度控制, 生成量受加热温度和时间影响; 在500 ℃时黄铁矿开始分解为强磁性的磁黄铁矿; 600 ℃所得产物有黄铁矿与磁黄铁矿共存颗粒, 且磁黄铁矿晶体结构不同; 700 ℃所得产物主要为单斜的磁黄铁矿, 有黄铁矿与磁黄铁矿共存颗粒存在; 800 ℃下产物为单斜的磁黄铁矿, 伴随生成少量的α-赤铁矿。金精矿中的主要硫化物黄铁矿在微波加热过程中的物相变化路径为黄铁矿→磁黄铁矿→磁铁矿→赤铁矿。     

氧化锑矿浮选工艺优化试验研究

氧化锑矿的高效分选一直是选矿领域的世界性难题,为了提高氧化锑矿的浮选回收效率,进行单矿物试验对氧化锑矿浮选的药剂进行优化,主要开展了捕收剂、活化剂和抑制剂种类条件优化试验。通过优化,实现了氧化锑矿的高效浮选回收,同时减小了氧化锑精矿中铅的含量。试验研究结果表明,采用EF105作为捕收剂,以硝酸铅和硫酸铜的组合作为活化剂,可有效提高氧化锑矿的浮选回收率;以改性水玻璃-302作为脉石抑制剂,可有效抑制脉石的上浮。在单矿物浮选试验基础上,开展了氧化锑实际矿物的浮选试验,在优化的最佳药剂条件下,采用一粗两扫三精的浮选试验流程,获得了锑品位为22.31%,锑回收率为65.43%的锑精矿,与优化前的浮选工艺相比,锑的品位和回收率明显提高。     

青海某复杂铜铅锌矿选矿试验研究

青海某多金属矿含铜0.061%、含铅1.04%、含锌3.03%、含铁32.76%,矿物组成复杂,含有方铅矿、闪锌矿、磁铁矿、磁黄铁矿等多种矿物,综合利用难度较高。针对该矿石性质,本文采用铜铅混合浮选-磁选-磁选精矿脱硫-磁选尾矿选锌的工艺流程,达到了矿石各组分综合利用的目的。在实验室条件下,可以获得铜品位为2.19%、铜回收率为46.16%、铅品位为60.72%、铅回收率为90.98%的铜铅混合精矿,锌品位为45.16%、锌回收率为88.94%的锌精矿,以及铁品位为66.35%、含硫0.10%的铁精矿。     

云南某氧化铅锌矿选矿预富集试验研究

云南某氧化铅锌矿利用现有冶炼工艺直接处理成本较高,选矿预富集可为该矿的经济开发提供有利条件.试验结果表明,采用"先硫后氧、先铅后锌"的选矿流程可以实现该矿的有效预富集,即在铅、锌的损失率分别为10.88％和8.61％的前提下,矿石铅品位由5.28％提高到10.63％、锌品位由11.40％提高到22.94％.     

石硫合剂法浸金的原理、稳定性及应用研究进展

总结了国内外近20年来在石硫合剂法浸金中取得的研究成果,详细讨论了石硫合剂法浸金的基本原理、开放体系中Sx2-及S2O32-的稳定性、添加剂Na2SO3及NaCl的溶金促进机理、Cu2+的催化作用及硫化铜沉淀的生成与返溶规律;列举了石硫合剂法在高硫、高砷、高铅等顽固金矿及废弃线路板中浸金的应用。与其它非氰浸金工艺相比,归纳了石硫合剂法浸金的优点。