闽西某铅锌尾矿工艺矿物学研究

利用XRD、SEM、MLA自动检测等技术对闽西地区某铅锌尾矿进行工艺矿物学分析,主要进行化学组成、矿物组成、解离度以及主要金属矿物的嵌布特征、元素赋存状态等研究.结果表明:尾矿中硫和铁元素含量较高,品位分别为8.07%和25.90%,具有回收价值,含铁矿物主要是磁黄铁矿、黄铁矿和磁铁矿等;矿石粒度分布较不均匀,但含铁矿物主要是粗颗粒形态,单体解离度高.     

白云鄂博稀土尾矿的工艺矿物学研究

采用X射线衍射、扫描电子显微镜、矿物解离分析仪(MLA)、电子探针,以及化学分析等分析手段对白云鄂博稀土尾矿的化学组成、矿物组成、矿物嵌布特征进行研究.结果表明:尾矿的矿物组成非常复杂,嵌布粒度很细.尾矿中稀土矿物为氟碳铈矿和独居石,铁元素主要赋存于赤铁矿中,氟元素主要赋存在萤石中,这三种矿物解离度较高,分别为87.28%,89.15%,96.70%.尾矿中铌元素主要赋存在烧绿石、铌铁矿、铌铁金红石、钛铁金红石等铌矿物中;钪元素主要分散在硅酸盐矿物中,钍元素主要以类质同象的形式赋存于稀土矿物中.此研究结果对白云鄂博稀土尾矿的高效综合利用具有一定的指导意义.     

某铅锌老尾矿的资源回收

某尾矿中锌、硫、铁含量较高,具有回收的可行性。尾矿中的主要金属矿物硫铁矿粒度较粗,大部分已单体解离,而锌主要以铁闪锌矿形式存在,粒度细微,充分单体解离难度较大,选矿试验表明在即使细磨也难以生产出合格的锌精矿。工业试验表明,采用硫化钠抑锌浮硫,高效射流浮选机选锌的浮选流程,可生产出合格的硫精矿及粗锌精矿产品。     

东鞍山浮选尾矿预富集精矿悬浮磁化焙烧试验研究

为实现东鞍山铁矿石浮选尾矿的资源化利用,对浮选尾矿预富集精矿开展了悬浮磁化焙烧试验研究.结果表明,浮选尾矿预富集精矿主要矿物组成为赤褐铁矿、磁铁矿、菱铁矿和石英,TFe品位为31.13%.浮选尾矿预富集精矿适宜的悬浮磁化焙烧工艺参数为:气体流量600mL/min,氢气体积分数20%,焙烧温度520℃,焙烧时间20min.焙烧产品经弱磁选可得铁精矿的TFe品位为64.23%,回收率为79.53%.焙烧产品的铁物相,XRD,VSM分析表明,经过悬浮磁化焙烧后,原矿中赤褐铁矿和碳酸铁转变为磁铁矿,矿石的饱和磁化强度和磁化率增强.     

尾砂中锡石的综合回收及浮选机理

对某尾砂进行了综合回收试验研究,在磨矿制度条件试验、浮选药剂条件试验的基础上进行了全流程开路试验,得到锌品位6.23%,回收率61.56%的锌粗精矿;锡品位6.00%,回收率40.00%的锡粗精矿;尾矿中含锌0.10%,锡0.07%,铁3.92%,砷0.17%.对锡石单矿物进行了浮选机理试验研究,研究发现BHA对3种矿物的捕收能力顺序为锡石方解石石英,且浮选锡石的最佳p H为9,Cu2+对锡石有明显的抑制作用,Pb2+对锡石有比较明显的活化作用.     

石墨浮选精矿单体解离特性研究

国内现行电碳石黑生产工艺，由于石墨单体解离度不高，几乎全部采用浮选精矿多磨多选的方法。本文通过对浮选精矿单体解离特性的研究，发现造成精矿品位低的根本原因是机械夹杂，而不是连生体的存在     

白云鄂博含铌矿物原料中铌的赋存状态及分布规律

采用矿物解离分析仪(MLA)系统、X射线衍射、扫描电子显微镜、能谱仪，以及化学分析等手段，对白云鄂博含铌矿物原料的化学成分、矿物组成、样品中铌的赋存状态和铌矿物的产出特征进行研究.研究结果表明，该样品的化学和矿物组成复杂，其中铌品位为1.10%，稀土氧化物总质量分数为1.37%.铌矿物有钕易解石、铌铁金红石、黄绿石、丁道衡矿、铌锰矿、铌铁矿、包头矿和褐钇铌矿;8种铌矿物中钕易解石质量分数最高，为1.84%;铌锰矿中铌元素质量分数最高，为54.34%;钕易解石中铌的金属分布率最高，为44.85%.铌矿物产出粒度较细，除钕易解石之外其他铌矿物的单体解离度都较低，主要与钠闪石和铁氧化物连生.从工艺矿物学角度分析，实现白云鄂博铌矿高效综合利用的前提是解决微细粒铌矿物高效富集和含铌矿物原料中Nb-Ti分离的问题.     

攀西微细粒钛铁矿工艺矿物学特征

以传统工艺矿物学研究方法为基础,结合化学分析、XRD,SEM及MLA等手段,对微细粒钛铁矿物料的化学组成、矿物组成、粒度分布、矿物嵌布特征进行了研究,在此基础上,对物料分选特性进行了讨论分析.研究结果表明:物料中67.04%的有价元素Ti赋存在钛铁矿中,脉石矿物主要为钛辉石、绿泥石和长石;物料中-19μm粒级产率达74.33%,其中各矿物粒度分布差别较大,有用矿物粒度较脉石矿物细;钛铁矿矿物单体解离度为90.43%,与钛辉石紧密连生.该研究结果为攀西微细粒钛铁矿物料的高效回收提供了依据.     

从选金尾矿中回收铁的选矿工艺研究

对某含铁选金尾矿中的化学成分及铁矿物物相进行了分析,通过大量的探索性试验制定了铁回收试验的强磁—浮选联合流程,在试验确定的最优工艺技术条件下,得到铁品位为60.83%、产率为29.7%的铁精矿,尾矿含铁15.84%,仍可以作为水泥辅料销售。得出在尾矿中回收铁矿物具有经济效益显著的结论。     

微细粒混合磁选精矿分级—分散浮选试验研究

针对东鞍山混合磁选精矿进行了预先分级—强化分散浮选试验研究，同时结合沉降试验、动电位测试、浊度测试等分析了分选效果改善的原因.在最优条件下分级—分散浮选闭路试验可获得精矿铁品位66.24%、铁回收率79.47%的浮选指标，与单一分散浮选的闭路试验相比，精矿铁回收率提高了4.47%.沉降试验和浊度测试表明，分散剂柠檬酸及粒度组成均会影响赤铁矿-石英混合矿的分散特性，柠檬酸主要吸附在赤铁矿表面从而增大矿粒间的静电斥力，优化粒度组成实现窄级别浮选则会进一步减弱矿粒间的非选择性团聚(罩盖)，为后续浮选分离创造有利条件，这也与DLVO理论及团聚动力学的分析结果基本一致.     

一种难选铁矿石磁选精矿直接反浮选的分散特征

介绍了一种处理难选铁矿石磁选精矿的直接反浮选工艺.采用XRD,SEM和EDS等手段对原矿、精矿和尾矿的形貌及矿物组成进行了表征,重点探讨了分离过程中矿物的分散特征,为含碳酸盐难选铁矿石磁选精矿的直接反浮选技术提供理论基础.研究结果表明,采用添加分散剂直接反浮选技术可以获得合格铁精矿;有用铁矿物和脉石矿物细颗粒无选择性粘附在有用铁矿物和脉石粗颗粒表面,是造成铁矿石分离困难的主要原因;分散剂的加入有利于颗粒分散,从而实现了有用铁矿物与脉石矿物的选择性分离.     

Use of centrifugal-gravity concentration for rejection of talc and recovery improvement in base-metal flotation

The possibility of using a centrifugal-gravity concentrator to reject Mg-bearing minerals and minimize metal losses in the flotation of base metals was evaluated. Sample characterization, batch scoping tests, pilot-scale tests, and regrind-flotation tests were conducted on a Ni flotation tailings stream. Batch tests revealed that the Mg grade decreased dramatically in the concentrate products. Pilot-scale testing of a continuous centrifugal concentrator (Knelson CVD6) on the flotation tailings revealed that a concentrate with a low mass yield, low Mg content, and high Ni upgrade ratio could be achieved. Under optimum conditions, a concentrate at 6.7% mass yield was obtained with 0.85% Ni grade at 12.9% Ni recovery and with a low Mg distribution (1.7%). Size partition curves demonstrated that the CVD also operated as a size classifier, enhancing the rejection of talc fines. Overall, the CVD was capable of rejecting Mg-bearing minerals. Moreover, an opportunity exists for the novel use of centrifugal-gravity concentration for scavenging flotation tailings and/or after comminution to minimize amount of Mg-bearing minerals reporting to flotation.     

镍钼矿浮选尾矿工艺矿物学及再选试验研究

镍钼矿浮选尾矿中Ni、Mo的品位分别为0.42%、0.62%,仍然具有开发利用价值.通过工艺矿物学分析,解释了镍钼矿浮选尾矿中镍、钼均主要以硫化矿形式存在,钼矿物与脉石矿嵌布关系密切,镍矿物与黄铁矿共生关系密切.通过再选闭路试验,浮选得到了Ni、Mo品位分别为1.44%、1.89%的再选精矿,Ni、Mo回收率分别为46.39%、41.24%,增加了镍钼矿综合回收利用.     

深度还原-弱磁选回收稀土尾矿中铁的试验研究

对某全铁品位为1625%的稀土尾矿进行了深度还原-弱磁选回收铁试验研究,研究了还原剂种类及用量、焙烧温度及时间、磨矿细度及磁场强度对铁精矿品位和回收率的影响,并采用SEM,XRD等手段对稀土尾矿、焙烧产物、铁精矿进行了测试.结果表明,在烟煤质量分数30%,焙烧温度1300℃,焙烧时间60min,磨矿细度-0074mm占75%,磁场强度118kA/m的条件下,所得铁精矿TFe品位可达8076%,铁回收率可达9324%;稀土尾矿经深度还原后,其中的赤、褐铁矿、硅酸铁等含铁矿物转化为单质铁,铁精矿品位和回收率较常规选矿方法大幅度提高,同时脉石矿物组成简单,有利于萤石的富集回收.     

超细氰化尾渣中铜铅矿物颗粒界面性质

山东某冶炼厂氰化尾渣无法实现铜铅分选,通过XRD、激光粒度仪、浮选实验、FTIR、SEM-EDS、金相显微镜等方法,研究了氰化尾渣铜铅矿物颗粒界面性质.结果表明,渣中主要矿物为方铅矿、黄铜矿、黄铁矿、闪锌矿,粒度小于38μm质量分数为95.61%.氰化尾渣中的方铅矿和黄铜矿表面含有大量油状物,此油状物被证明是机械润滑油.黄铜矿表面吸附大量润滑油,造成黄铜矿无法被氰化物抑制.细颗粒方铅矿通过疏水作用力包裹在黄铜矿表面,导致铜铅无法分选.     

难处理金矿的加工方法

为确定难处理金矿的加工方法,在对矿样的的化学成分、粒度分布、赋存状态分析的基础上,进行了相关的浮选条件实验,确定了矿样的最佳浮选工艺流程和参数,并进行了浮选开路实验。结果表明：浮选精矿中的金的回收率为50.97%,金品位为8.75 g/t,精矿中金的回收率和品位都较低,说明该矿样不宜用浮选方法获取精矿,可以考虑用其他方法提金。     

多金属氧化钼矿工艺矿物学及其综合利用技术研究

对氧化钼矿的工艺矿物学特征及其综合利用技术进行研究.结果表明:氧化钼矿的主要矿物组成为钼华、钼钙矿、褐铁矿、黄铁矿及石英.在磨矿细度为200目以下含量65%时,采用混合浮选工艺,可得钼品位为7.41%的钼精矿,钼回收率为82.18%,其中含铅18.02%、含金7.96 g.t-1、含银1 002 g.t-1;采用联合碱浸法处理钼精矿,可获得钼浸出率为95.61%的工艺指标;采用氰化法处理碱浸渣,金银浸出率分别为94.55%、83.96%;采用浮选法处理氰化渣,可得铅品位为46.76%的铅精矿,铅回收率为52.83%;采用重选法回收浮选尾矿中的石英,可获得SiO2含量为97.12%、回收率为80.84%的石英产品.     

N-十二烷基-1,3-丙二胺在赤铁矿反浮选中的应用

通过单矿物试验考察了N-十二烷基-1,3-丙二胺(ND13)对赤铁矿和石英的浮选行为,结果表明,ND13对石英具有良好的捕收性能,在捕收剂用量为50mg/L,pH=7～10时,石英回收率达93%以上.人工混合矿分选试验结果表明,ND13对赤铁矿和石英质量比为1∶1(铁品位为35%)的人工混合矿具有一定的分选效果,在ND13用量为66.7mg/L,淀粉用量为6.67mg/L,pH=7.27的条件下,达到较好的分选效果,此时精矿中铁的回收率为86.35%,精矿的铁品位为62.78%,尾矿的铁品位为9.21%.动电位和红外光谱分析结果表明,ND13主要以静电和氢键作用在矿物表面发生吸附.