某富银铜锌多金属硫化矿,其银品位为125 g/t,铜品位为0.26％,锌品位为1.13％,硫品位为3.04％;90％的银赋存于银黝铜矿、黝铜矿等铜矿物中.采用"优先浮银铜﹣锌硫混浮﹣锌硫分离"工艺流程进行处理,选择高效银捕收剂SAC强化银的回收,全流程实验获得的银(铜)精矿含银10094 g/t,含铜16.67％,银回收率88.78％,铜回收率80.23％,锌精矿含锌45.46％,锌回收率81.81％.实现了矿石中银铜锌的综合回收.

以伟晶岩型锂辉石矿为研究对象,通过碳酸钠+氢氧化钠碱溶蚀预处理强化锂辉石和长石可浮性差异,筛选出锂辉石高效组合捕收剂氧化石蜡皂+GYHN,通过协同作用,实现了锂辉石的高效回收,最终获得了Li2 O品位5.52％、回收率82.90％的锂精矿.

针对国外某风化型铌多金属矿高度风化、严重泥化,烧绿石、磷灰石、磁铁矿等有价矿物被纤磷钙铝石、高岭土等泥质矿物紧密包裹的矿石性质,在原矿Nb2O5、Fe和P2O5品位分别为0.73％、15.81％和7.39％时,采用"搅拌-脱泥-浮磷-弱磁选选铁-浮铌"工艺流程,获得Nb2O5品位25.85％、回收率56.45％的铌精矿,P2O5品位38.91％、回收率63.33％的磷精矿和Fe品位60.37％、回收率45.56％的铁精矿,实现了稀有金属铌、伴生有价元素铁和磷的综合回收.

氧化铁锰矿物中通常含有银、铜等伴生元素,多以类质同象或亚显微包裹的形式与主元素锰结合共生,赋存状态复杂.Mn-Ag-Cu结合矿在化学浸出过程中,三种离子可能会交互产生不良影响.因此,基于HSC Chemistry软件进行了Mn-Cu-Fe的电势?pH分析,构建了化学浸出平衡体系.根据铜在不同pH值和电势条件下的物质组成,推断出酸浸后残余的铜会消耗氰化物,影响银的回收,据此进行了氰化钠用量优化试验.结果表明,在酸浸终点pH=3.0时,残余铜的影响较小,氰化钠的用量可以从6000 g/t降低至2500 g/t,对矿山含氰尾渣的治理以及含氰废水的回收利用具有一定意义.最终在工业化研究中,通过调整硫酸添加方式,确保了酸浸作业pH值在2～3的范围内,取得了银浸出率92.30％、铜浸出率30.45％的稳定试验指标.

新疆某伟晶岩型锂多金属矿伴生钽铌锡等有价元素,其中钽铌主要以钽铌铁矿的形式存在,锡主要以锡石的形式存在.为提高伴生元素的回收率,根据矿石性质最终确定了粗磨—重选预富集—强磁选—离心分离的原则工艺流程,并开展了相关条件试验研究.重液分析确定重选适宜的入选粒度为-0.35 mm,在此条件下,通过螺旋溜槽粗选—摇床精选工艺实现了钽铌锡预富集.对预富集精矿进行锡石与钽铌铁矿的强磁选分离,适宜的工作参数为磁场强度800 mT、脉动频率260次/min.非磁性产品主要为锡石和锂辉石,在冲洗水量2.0 L/min、给矿浓度30％、给矿量1.0 kg/min的条件下,确定离心选别适宜的重力加速度为50G.根据条件试验确定的工艺条件,进行螺旋溜槽粗选—摇床精选—弱磁选—强磁选—离心重选全流程试验,最终获得了Ta2O5品位13.90％、Nb2O5品位29.14％、Ta2O5回收率49.50％、Nb2O5回收率58.37％的钽铌精矿及Sn品位41.45％、Sn回收率54.39％的锡精矿,有效实现了伴生有价矿物的综合回收.

某高砷富银铋硫矿为硫化矿混合精矿,表面受到浮选药剂污染,各种矿物之间的可浮性相近,给分离带来不利影响.采用"混合精矿加温脱药-脱药精矿铋银优先浮选-铋银尾矿砷硫活化浮选"工艺流程进行处理,采用高效银铋捕收剂SAC,全流程实验获得的银铋精矿含银4386 g/t、铋13.06％、砷0.61％,回收率为银88.52％,铋85.51％;砷硫精矿含硫36.37％、砷9.69％,回收率为硫93.71％,砷97.57％.实现了混合精矿中铋银砷硫的综合回收.

随着我国对矿山尾矿无害化处理的环保要求日益提高,减少入磨矿石量成为从源头解决问题的方案之一.粗粒预选抛尾技术更有利于节能减排,应当是未来的重点研究方向.重介质选矿是高效的预选抛尾工艺,在煤炭行业内广泛应用,技术非常成熟,但在有色金属工业中应用较少,相关试验分析方法也有待进一步研发.针对复杂的铜锡银铅锌多金属矿,系统地进行了实验室规模的仪器设计、标准方法计算等研究.试验采用硅铁粉作为加重质,在最佳分选密度为2.7 g/cm3的条件下,获得了抛尾产率为40.30％,金属损失率铜1.77％、锡5.19％、银1.63％、铅0.88％、锌2.87％的试验结果.相关技术推广至云锡风流山铜锡矿,获得了52.21％的抛尾产率,总体指标稳定、重现性较好.经进一步总结分析,本方法特别适用于有用矿物嵌布粒度粗、与脉石边界清晰、易解离的有色金属矿石,可在试验室内快速确定其在粗颗粒状态(-12+2 mm)下的重力分选性质,为进一步的预选抛尾工业设计提供理论基础和实践依据.

铁锰氧化物由于其胶体成因特征,在自然体系中是多种有价金属,如金、银、铜、镍、钴、钨、锡、铅等的载体矿物.褐铁矿和硬锰矿等天然铁锰复合氧化矿物所负载的有价金属具有相当的复杂性,难以用物理方法解离或暴露于表面而被浸出,这些有价金属的回收提取一直是选冶技术共性难题.以云南北衙铁金多金属矿氧化带矿石为研究对象,采用X射线衍射光谱(XRD)、自动定量分析(MLA)、激光烧蚀-电感耦合等离子体质谱(LA-ICP-MS)和扫描电子显微镜(SEM)等分析测试手段研究了天然铁锰氧化矿物负载金、银的差异和规律性.研究结果表明,该矿石中金、银的赋存状态具有多样化的特征,矿石中79％的金为游离金,以明金形式存在于褐铁矿的溶蚀孔洞中,褐铁矿中金粒结晶后边缘形成或大或小至极微细收缩孔隙,这些溶蚀孔及结晶收缩孔为氰化浸出金银提供过液通道.矿石中82％的银赋存于硬锰矿中,这部分银主要进入硬锰矿晶格中的大尺度隧道结构中,少数银以螺状硫银矿形式存在于褐铁矿溶蚀孔洞中.为此,北衙氧化矿的选冶研究摒弃“金细则细磨”的常规思维,根据矿物磁性和金、银赋存状态差异,提出分流分选新理念,在粗磨条件下,分出磁铁精矿、褐铁精矿和非磁三股矿物流,在富银含锰的褐铁精矿中采用弱酸体系中选择性还原解离硬锰矿中银,在控制pH值抑制褐铁矿溶解的前提下,还原释放锰矿物晶体结构中的银离子,实现银的化学解离.该研究成果揭示了氧化带金、银的赋存规律,成因机制以及影响金、银冶金提取的深层次的矿物学因素,为氧化矿金银的选冶研究提供了理论依据.

为使金属钼能从钼含量为1.62％的铜钼多金属硫化矿混合精矿中高效分离,探索了一种加温预处理-浮选分离的工艺.混合精矿首先经加温脱药,脱药温度为90℃,加温时间为2.5 h,在不磨矿的情况下直接进行一粗-四精-一扫的钼浮选分离工艺,并配合专门浮钼的选择性捕收剂MY,获得了钼品位为45.24％,回收率为86.88％的钼精矿,并使铜、铋等其他有价金属元素富集至浮钼尾矿中,有效的解决了钼从铜钼多金属硫化混合精矿中难分离的问题.

某高金硫精矿全泥氰化时金和银的浸出率低,一段焙烧预处理会造成金和银的二次包裹.实验结果显示,二段焙烧效果优于一段焙烧效果,能降低氧化铁的烧结程度,减少铁氧化物对金、银的包裹,金、银浸出率分别为79.86％、68.13％.添加剂实验结果表明,焙烧过程加入NaOH,银浸出率大幅提高;加入CaO有利于金的浸出;加入KMnO4能降低焙砂硫品位.以NaOH、CaO、KMnO4为组合焙烧添加剂,金、银浸出率提高至87.43％、85.86％.扫描电镜观察到,加入组合焙烧添加剂有利于焙砂孔隙度的提高,氰化尾渣表面腐蚀较为严重,有利于浸出剂与金、银的接触.

Natural wulfenite is lead molybdate (PbMoO4), which has extensive and vital economical values based on its rarity and molybdenum extraction. Through the density functional theory calculation, the electronic structure and bond population were first investigated, and the predominantly exposed surfaces were predicted. Based on the calculations, the {1 1 2} and {0 0 1} surfaces are expected to be the most common cleavage surfaces due to their lower surface energies, smaller broken bond densities, and larger interlayer spacings than other surfaces; and the results are consistent with the X-ray diffraction (XRD) observations. Moreover, the {1 1 2} and {0 0 1} cleavage surfaces were intuitively observed by atomic force microscopy (AFM), and {1 1 2} cleavage surfaces are rather smooth and flat, while the {0 0 1} cleavage surface have separated terrace, indicating that the cleavages occur more easily along {1 1 2} surfaces than along {0 0 1} surfaces. The above conclusions in this paper have important theoretical significance and guidance on in-deep understanding of the wulfenite leaching and flotation mechanisms.

稀土矿细泥中REO含量为7.23％,但-5 μm组分含量超过80％,粒度极细,回收难度大.通过分析该矿样中的矿物组成,充分了解到稀土元素仍以氟碳铈矿等独立矿物的形式存在,存在分选的可能.因此进行了物理分选及化学分选的探索实验研究,结果表明,采用化学分选方法中水浴加热浸出的方法,在硫酸浓度5 mol/L,搅拌时间40 min,浸出温度90℃,矿浆浓度20％,搅拌转速430 rpm的条件下,浸渣REO品位可降至2.15％,可以获得85.85％的浸出率.

某金银矿石含金4.80 g/t,含银565 g/t,金矿物主要为自然金,呈独立矿物形式存在,部分以显微或次显微状赋存于褐铁矿及石英中,裸露金占总金的72.29％,铁矿物和硅酸盐矿物包裹金分别占总金的22.08％和5.63％;银矿物主要以辉银矿形式存在,嵌布粒度较粗,硫化银占总银的91.33％,自然银和氯化银含量较低,分别仅占总银的6.55％和2.12％.为实现该金银矿的高效开发利用,进行了选矿试验.结果 表明:矿石在磨矿细度为-0.074 mm占74.5％的情况下,采用1粗4精2扫、精选1尾矿精扫选后再返回的浮选流程处理,可获得金品位为77.19 g/t、银品位为11 302 g/t,金、银回收率分别为75.58％和94.02％的精矿;金、银品位分别为1.23 g/t和35.45 g/t的浮选尾矿在再磨细度为-0.043 mm占86％的情况下氰化浸出,浸渣金、银品位分别为0.10 g/t和17.88g/t,金、银对浮选尾矿的浸出率分别为91.87％和49.56％,全流程金、银总回收率分别达98.01％和96.98％.

粤北某高硫伴生铜、铋的钨矿选矿厂采用枱浮从重选钨粗精矿中回收硫化矿物,再采用抑铋浮铜—重选选铋工艺从硫化矿混合精矿中分离回收铜铋,不仅铜、铋回收率低,且铜精矿含铋高.为解决铜、铋的高效分离与回收问题,以现场重选钨粗精矿为试样,进行了铜、铋分离与回收试验.结果表明:WO3、Cu、Bi、Ag品位分别为13.66％、3.32％、1.93％和308.50 g/t,主要铜矿物为黄铜矿和辉铜矿,主要铋矿物为辉铋矿,有用矿物粒度主要为0.64～0.04 mm,黑钨矿、白钨矿、黄铁矿嵌布粒度略粗,黄铜矿、辉铋矿粒度略细的试样,在棒磨至-0.2 mm的情况下,以石灰为调整剂、SY为铋抑制剂、Z-200为捕收剂1粗1精2扫流程抑铋浮铜,以GYC-1为铋活化剂、丁基黄药为铋捕收剂1粗2精2扫流程活化浮铋,最终获得铜品位为19.01％、铜回收率为93.51％、含铋0.81％的铜精矿,以及铋品位为21.39％、铋回收率为78.61％、含铜0.63％的铋精矿,与现场生产指标相比,铜精矿铜品位、铜回收率分别提高了10.48和9.19个百分点,含铋下降了1.85个百分点;铋精矿铋品位下降了5.23个百分点、铋回收率提高了33.25个百分点,含铜下降了1.68个百分点,较好地实现了铜、铋的分离与回收.

针对粤北某极低品位伴生稀有金属矿石,采用由"分级?粗粒跳汰?细粒摇床"重选预富集工艺、"钨硫枱浮分组?分类磨矿?异步浮选分离"钨硫分离工艺和"加温脱药?钼优先浮选?铋银重选?铜银浮选"硫化矿相互分离工艺3部分组成的工艺流程,生产实践结果显示,在原矿钨、铜、钼、铋、银品位分别为0.417％、0.111％、0.017％、0.072％和9.909 g/t时,获得了钨、铜、钼、铋、硫品位分别为61.96％、21.69％、51.89％、25.18％和44.51％,回收率分别为80.21％、72.28％、64.01％、56.40％和60.41％的合格产品,银在铜、铋精矿中品位分别为353.31 g/t和3391.49 g/t,总回收率为68.27％,充分回收了铜、钼、铋、硫、钨等有价金属元素,实现了极低品位伴生稀有金属矿产资源的高效综合利用.

由于粉煤灰中含有大量的无定形相玻璃体,因此可用于选矿废水COD的降解.粉煤灰改性试验结果表明在酸改性法、碱改性法和盐改性法中,酸改性粉煤灰法效果最好.酸改性法的较佳工艺参数为:硫酸浓度1.0 mol/L、液固比3∶1、酸化温度50℃、酸化时间90 min.在优化工艺下制备酸改性粉煤灰,用其降解选矿废水COD,试验条件为酸改性粉煤灰20 g/L、Fe2+ 1.5 mmol/L、H2O2 9.5 mmol/L、反应40 min,COD去除率可达90％以上,降解后废水符合排放标准.

云南某含银铜矿石银品位为21.77 g/t,主悹赋存于黄铜矿、游离银和磁黄铁矿中,在选别过程中铜硫分离时兼顾银的回收具有惊定的难度.采用抑硫浮铜流程,悁究筛选出石灰及Z200作为合适的调整剂和高效捕收剂,在抑制黄铁矿、磁黄铁矿的同时强化银的回收.最终闭路试验获得了品位23.92％、回收率97.10％的铜精矿,且含银136.38 g/t,银的回收率达到77.05％,实现了铜硫分离的同时强化银的回收.

The behavior of argentite during the flotation was studied,and the results showed that the floatability of argentite was much better in the weak alkaline condition(pH=9～10)than in the strong alkalinity condition(pH>11).Thermodynamic calculations revealed that the critical pH for argentite flotation was 9.38,9.11 and 11.59,respectively,when ethyl xanthate(EX)or ammonium dibutyl dithiophosphate(ADD)or diethyldithiocarbamate(DDTC)was selected as the collector.The adsorption test results indicated that the amount of these collectors adsorbed on the argentite surface reached the maximum in the weak alkaline condition,and declined sharply in the strong alkaline condition as a result of Ag2O film newly formed on the argentite surface.The film would block the adsorption process.Besides,in the weak alkaline condition the saturated adsorption of three collectors on the argentite surface ranked in this order: ADD>EX>DDTC,suggesting that ADD has preferable adsorption ability on the argentite surface and should be chosen for argentite flotation.

广东某硫铁矿选矿废水COD偏高,达到220 mg/L,以酸改性粉煤灰作为催化剂,采用非均相Fenton氧化法处理该废水,实验结果表明,在pH值为4,改性粉煤灰投加量20 g/L,Fe2投加量1.57mmol/L,H2O2投加量9.43 mmol/L,反应时间为40 min时,废水中COD的去除率可达92％以上,降解效果好.该法能够提高H2O2的利用率,且反应时间较短,是一种有效的选矿废水处理方法.

Enhanced recovery of associated gold resource from a copper-lead multi-metal sulfide ore was achieved by a combined process of Cu & Pb bulk flotation plus copper depressing and lead floatation. Gold was efficiently captured by the collector Z-200 (30 g/t) in the weakly alkaline (pH=9) medium during the Cu & Pb bulk flotation. Gold was further enriched in the copper concentrate by the pre-removing reagent sodium sulfide (4000 g/t) and the lead collector diethyldithiocarbamate (30 g/t) in the following Cu & Pb separation step. In closed-circuit tests, a gold-bearing copper concentrate containing 18.69% Cu and 42.70 g/t Au was obtained. The recovery was 92.58% for Cu and 56.84% for Au, Moreover, a lead concentrate with a Pb content of 61.45% was also produced, indicating that the recovery of gold was enhanced.