氰化尾渣铅锌浮选试验研究
2019-02-20 10:04:42
化尾渣中铅锌有价金属的归纳收回技能一直是一个难题。由于化尾渣中残留的选矿药剂较多，浮选泡沫发黏致使铅锌矿藏与黄铁矿和脉石矿藏浮选别离较困难；别的由于化浸出过程中CN-的按捺效果和长期的充气拌和，破坏了铅锌矿藏的表面性质，钝化了硫化矿藏的天然可浮性，因而给浮选收回形成极大困难[1,2]。
受山东某公司托付，北京矿冶研讨总院对该公司化提金后的尾渣进行归纳收回铅、锌的选矿工艺实验研讨，以进步该化尾渣浮选精矿铅、锌档次和收回率。
该公司化尾渣原有的浮选工艺流程为一次粗选、三次扫选、三次精选，得到铅锌混合精矿（铅+锌）档次≤48％，收回率70％左右，并且极不安稳。针对该化尾渣的特色，我院经过实验研讨选用YO作活化调整剂，选用异步混选新工艺经两次粗选、两次扫选、三次精选的工艺流程，终究取得铅锌混合精矿（铅+锌）档次52.56％，其间铅20.89％、锌31.67％，铅收回率85.15％，锌收回率97.5l％，铅、锌收回率得到大幅度的进步。
一、化尾渣性质
该化尾渣中金属矿藏首要有黄铁矿、闪锌矿、方铅矿，其次为褐铁矿、黄铜矿、锌砷黝铜矿，还有少数锰钛铁矿、赤铁矿及微量铜蓝等；脉石矿藏首要有石英，其次为长石、云母、黏土矿藏、硅酸盐矿藏、绿泥石等，还有少数闪石、碳质物、磷灰石、金红石等。首要矿藏含量见表1。（一）化尾渣首要化学成分
化尾渣首要化学成分分析成果见表2。（二）铅、锌物相分析
化尾渣化学物相分析成果见表3。
（三）铅、锌粒度散布特征
铅、锌在各粒级中的散布特征见表4。由表4能够看出，该物料粒度较细，+74μm粒级含量仅为5.21％，-30+74μm粒级含量也仅为17.72％， 而-30μm粒级含量高达77.07％。
（四）首要矿藏嵌布特征
化尾渣中方铅矿首要以单体方式存在，其单体解离度为84.93％，与方铅矿连生的矿藏首要有脉石、黄铁矿，占有率别离为4.08％和3.42％，别的还有1.01％及1.51％的方铅矿别离与黄铜矿及多种矿藏连生；闪锌矿首要以单体方式存在，其单体解离度为84.79％，与闪锌矿连生的矿藏首要有脉石、黄铁矿、黄铜矿，其占有率别离为3.43％、3.17％和2.33％，别的还有1.68％的闪锌矿与多种矿藏连生。
二、选矿实验研讨
该化尾渣是金矿经化浸出后的尾渣，在化浸出过程中，各种金属硫化物遭到根CN-的效果和长期的拌和效果，其可浮性大大下降，相比较而言，方铅矿遭到的影响小些。因而铅锌混选时，应使用铅锌矿藏可浮性的差异，选用异步混选工艺流程，即分两步粗选，第一步以选铅为主，第二步以选锌为主；将本来的工艺流程改为两次粗选、两次扫选、三次精选，既能够少用浮选药剂，又能使铅锌矿藏得到较充沛的收回。
（一）粗选I的工艺实验
1、调整剂YO用量实验
化尾渣进人浮选前，尽管经过了过滤，但化渣中，特别是矿藏表面依然残存有根CN-，它们的存在对硫化物浮选很有害，为此参加调整剂YO以消除CN-的影响。其实验流程如图1，实验成果见图2。由图2实验成果能够看出，随YO用量的添加粗精矿中铅、锌收回率也在添加。在YO用量大于1500g/t时，铅、锌收回率改变不大。归纳考虑，断定粗选IYO用量1500g/t为宜。
2、石灰用量实验
铅、锌浮选需求适合的pH值，通常用石灰调整矿浆pH值，并按捺黄铁矿。其用量实验流程如图1，粗精矿实验成果见图3。由图3实验成果能够看出，石灰用量以700g/t为宜。3、捕收剂品种实验
粗选I以选铅为主，选铅捕收剂有多种。常用的有乙硫氮、黑药、丁基黄药等，实验流程如图l，实验成果见表5。由表5实验成果能够看出，丁基黄药对铅、锌矿藏的捕收力优于其它四种捕收剂。而黑药对铅的选择性较好。归纳考虑铅、锌目标，选用丁基黄药与黑药联合作为铅、锌混选的捕收剂。
4、丁基黄药用量实验
经过捕收剂品种比照实验成果，选定以丁基黄药为主作为粗选I的捕收剂并配以适量的黑药（20g/t）。丁基黄药用量实验成果见图4。由图4实验成果能够看出，一起归纳考虑铅、锌浮选目标，选用丁基黄药用量为30g/t为宜。
（二）粗选Ⅱ条件实验
粗选II是以选锌为主的作业，由于闪锌矿在金精矿化浸出过程中遭到根CN-的效果，部分闪锌矿的可浮性遭到CN-的激烈按捺，在第1段浮选中没有上浮，为了康复闪锌矿的可浮性还必须先消除CN-的影响，其次还要添加活化剂，以及适合的矿浆pH值。
1、调整剂YO用量实验
粗选I实验成果标明，YO是能有用消除矿浆中剩下CN-效果的药剂。为了使难浮闪锌矿进一步上浮，粗选II仍需添加YO。以粗选I粗精矿作为给矿进行粗选II YO用量实验，实验流程如图5，实验成果见图6。由图6实验成果能够看出，随YO用量的添加，粗精矿中铅、锌档次与作业收回率均在添加，其用量在500-700g/t为宜。
2、石灰用量实验
以石灰作为pH调整剂，石灰用量实验流程如图5，实验成果见图7。由图7实验成果能够看出，在石灰用量为1000g/t时，铅、锌浮选目标最好，因而断定粗选II石灰用量为1000g/t。3、硫酸铜用量实验
硫酸铜是闪锌矿的通用活化剂，硫酸铜用量实验成果见图8。由图8实验成果能够看出，硫酸铜用量以1200g/t为宜。
4、粗选II丁基黄药用量实验
粗选II是以选锌为主，捕收剂首要是丁基黄药，并配以少数的黑药（20g/t），以进一步收回其间的铅。丁基黄药用量实验流程如图5，实验成果见图9。由实验成果能够看出，丁基黄药用量以80g/t为宜。三、闭路实验
在优化实验条件的基础上进行浮选闭路实验，实验流程图10，实验成果见表6。由表6闭路实验成果能够看出，选用异步混选经两次粗选、两次扫选、三次精选的工艺流程，终究取得铅锌混合精矿（铅+锌）档次52.56％，其间铅20.89％，锌31.67％；铅收回率85.15％，锌收回率97.51％。四、定论
（一）化尾渣中金属矿藏首要有黄铁矿、闪锌矿、方铅矿，其次为褐铁矿、黄铜矿、锌砷黝铜矿，还有少数锰钛铁矿、赤铁矿及微量铜蓝等；脉石矿藏首要有石英，其次为长石、云母、黏土矿藏、硅酸盐矿藏、绿泥石等，还有少数闪石、碳质物、磷灰石、金红石等。
（二）化尾渣中矿藏粒度较细，-30μm粒级到达77.07％；矿藏呈现严峻过磨，矿浆中很多的泥质脉石矿藏和残留的，会恶化浮选，终究影响铅、锌浮选目标。
（三）选矿实验研讨标明，以YO作活化调整剂，选用异步混选新工艺经两次粗选、两次扫选、三次精选的工艺流程，终究取得铅锌混合精矿（铅+锌）档次52.56％，铅、锌收回率别离为85.15％和97.51％，铅锌收回率得到大幅度的进步。
（四）新的药剂准则及工艺流程已应用到工业生产中，使选矿厂经济效益大幅度进步。
参考文献
[1]贺政.化尾渣锌浮选的研讨[J].矿冶，2002，11(3)：30-34．
钠化钒渣提钒工艺
2019-02-19 12:00:26
直接往含钒铁水中增加6%的纯碱、8%的铁皮，处理后得钠化钒渣。含钒铁水的脱钒率可达60%～80%。钠化钒渣含V2O5达6%以上。主要成分为NaVO3、Na4V2O7、Na3VO4的复合物。硫构成Na2S进入渣相，脱硫率大于80%；磷构成Na3PO4进入渣相，脱磷率60%～80%。所得半钢的硫、磷含量均低于制品钢的规格，因而可在转炉内完成无渣或少渣炼钢。
选用天然碱处理含钒铁水得到的钠化钒渣，曾在四川西昌410厂进行过湿法提钒及收回钠盐的扩展试验。天然碱取自河南吴城及内蒙古西林郭勒盟及鄂尔多斯湖等地。天然碱是Na2CO3及少数NaHCO3、Na2SO4、NaCl的混合物。所得钠化钒渣的成分如下：成分V2O5Na2OPSiO2S%12.8840.861.289.42.09
工艺流程共分6步：1）碳酸化浸取；2）浸取液的氧化及净化；3）深度碳酸化、浓缩结晶分出NaHCO3；4）碱性铵盐沉钒、制取；5）沉钒后液蒸、回来沉钒、后液回来浸取；6）NaHCO3煅烧得纯碱、煅烧得产品V2O5。
此流程在技术上有诱人的远景，扩展试验已成功，产品合格。但纯碱直销严重，故未能施行。
氰化尾渣浮选铅锌预处理工艺的优化
2019-02-21 15:27:24
青岛黄金铅锌开发有限公司所处理的质料为某化厂提金后的尾渣，日处理量100 t，每天发生的废水300m3，产出的尾矿约50 t，从组成公司之日起，就致力于化尾渣归纳收回铅锌资源浮选进程清洁出产技能的研讨，该技能在工业出产上使用后，使选矿目标日趋安稳，而且选矿废水悉数回用，尾矿被用做制酸和做水泥的辅料，彻底处理了选矿出产对环境的污染，完成了化尾渣选矿进程的清洁出产，取得了明显的社会效益和经济效益。近年来，跟着上游厂商井下挖掘的不断加深，矿石性质的日益复杂化，使得在提金进程中的用量加大，公司出产的混合精矿产品中杂质离子的含量超支，对出产经营形成很大的影响，为彻底处理上述问题，对公司的出产技能进行优化很有必要。
一、矿浆预处理技能的提出
预处理的意图主要是处理矿泥、与过量的浮选药剂对铅锌浮选的影响。因为矿石泥化严峻，浮选药剂过剩，浓度过高，它不只是影响铅锌档次，一起也影响铅锌收回率。经过对矿浆的预处理，有用处理了过剩浮选药剂、矿泥、的影响，安稳了出产，进步了目标。
二、混合浮选
从化尾渣中收回铅锌的技能难度一向很大，尤其是CN－及其络合物，很多泥质脉石和超细粒方铅矿的影响。本研讨依据化尾渣中方铅矿，闪锌矿的浮选特色，以电化学为根底，合理有用操控浮选介质，优化矿藏的浮选特性，添加硫化矿藏的可浮性，然后完成从化尾渣中有用收回铅锌矿藏，取得了满意的效果。
三、出产实验
（一）矿浆预处理。在化尾渣中参加选矿回水，然后参加浓硫酸拌和5 min，待浓硫酸与矿浆反响冒完烟后参加活性炭脱药55 min，然后泵至浮选工段。
该阶段的工艺条件：①调浆浓度340%～38%；②浓硫酸用量5～6 kg/t；③活性炭用量0.5～0.6kg/t；④pH=5～6；⑤氧化脱药拌和时刻1h。
（二）混合浮选。将预处理好的矿浆泵入φ3m拌和缓冲槽，持续拌和30 min，自流人1#、2#加药槽，顺次参加硫酸铜、异戊基黄药+乙硫氮，充沛拌和后，矿浆进入浮选机组进行粗选，经粗选取得的粗精矿经过3次的精选，可得到合格的铅锌混合精矿，经粗选的尾矿经过3次扫选后，得到浮选的尾矿，尾矿即硫精矿，该阶段的工艺条件：①粗选，pH=5～6，硫酸铜用量0.5～0.8 kg/t，异戊基黄药用量0.4～0.5 kg/t，乙硫氮用量0.4～0.5 kg/t;②扫选，pH=6.0，硫酸铜用量0.1～0.2 kg/t，异戊基黄药用量0.04～0.05kg/t，乙硫氮用量0.04～0.05 kg/t。
（三）尾水回用。将铅锌混合精矿、硫精矿压滤后的滤液，稠密机的溢流水，车间内部冲刷水等选矿尾矿水悉数集中于尾矿水储存库。该库选用防渗处理，经过太阳曝晒和大气的效果，分化废水中的部分CN－、有机药剂后直接回用，取得了杰出的效果。
四、实验效果
（一）实验条件。实验条件见表1。
表1 实验条件
（二）实验成果。实验成果见表2。
表2 实验成果 %五、定论
（一）选用浓硫酸的强氧化效果和活性炭的吸附效果等矿浆预处理技能，在酸性介质下选用混合浮选工艺进步化尾渣中铅、锌矿藏资源的归纳利用率。
（二）矿浆预处理成功使用，铅锌混合精矿中二氧化硅的含量由本来的8.5%降至5.1%，满意了商场的需求，进步了公司的产品报价，添加了厂商的经济效益。
（三）选矿废水悉数回用，然后到达废水的零排放。
（四）终究的废渣可作为硫精矿外销，完成选矿尾矿归纳利用及尾矿零排放，然后完成了选矿进程的清洁出产，取得了明显的环境效益和经济效益，对国内外处理化尾渣收回有价金属具有十分重要的学习效果和推行价值。
金精矿氰化尾渣回收铜的生产实践
2019-02-15 14:21:10
摘要 介绍了对广东河台金矿金精矿化尾渣铜归纳收回所采纳的技能改造办法，以及改造后所取得的经济技能目标。 关键词 金精矿 化尾渣 浮选 归纳收回 1.导言 广东河台金矿原矿为贫硫化物糜棱岩型含金矿石，其有价元素首要为金、银、铜。选厂原规划选矿流程为单一浮选金铜工艺。为完成就地产金，1998年底又建成日处理100t的金精矿化厂，形成了浮选—金精矿化提金工艺流程。该流程因受原浮选工艺出产规模的约束，金精矿化工艺的供矿量仅达50t/d，别的化尾渣中的有价铜矿藏不能得到归纳收回。 浮选金精矿中所含矿藏首要是以黄铜矿为主的原生矿藏及次生硫化铜矿藏，两种铜矿藏对化浸出影响不大。为此，决议选用金精矿化尾渣浮铜工艺进行铜和剩下金银矿藏的归纳收回。 2.化尾渣的物质组成 2.1 原矿性质 该矿矿石为贫硫化物糜棱岩型含金矿石，矿石中金属矿藏含量较低。首要金属矿藏有黄铁矿、磁黄铁矿、黄铜矿、天然金，共含有少数的闪锌矿、方铅矿和毒砂。金属矿藏含量约占矿石矿藏含量的2.27%。脉石矿藏以石英、绢云母为主，其次为方解石、长石等。 2.2 化尾渣分析 因本次工艺研讨的首要对象是化尾渣，因而对其进行了多元素分析和首要收回意图矿藏铜矿藏的物相分析，成果别离见表1、表2。表1 化尾渣多元素分析成果表元素CuFeSAl2O3SiO2CPbZnAu（g/t）Ag（g/t）WB/%2.515.3613.484.4245.60.650.310.232.6830表2 化尾渣铜矿藏物相分析成果物相称号Cu/氧化铜Cu/次生硫化铜Cu/原生硫化铜全铜WB/%0.0090.0560.1760.241W相对B/%3.7323.2473.02100[next]
3 工艺出产实践研讨 经过对化尾渣的矿石性质分析及小型实验研讨，决议选用浮选工艺收回浸渣中的铜矿藏及剩下金银矿藏，为此对现场原出产工艺中影响渣浮选的首要问题进行了分析研讨并采纳了相应的改造办法。 原出产工艺中浮选精矿化要求的磨矿细度为-0.037mm占90%，在此粒度条件下咱们对铜矿藏的单体解离状况进行了测定，测定成果如表3.表3 铜矿藏单体解离度测定成果铜矿藏存在状况单体铜矿藏铜矿藏与脉石连生铜矿藏与黄铁矿连生铜矿藏与磁黄铁矿连生脉石包裹铜矿藏算计W相对B/%48.626.41.57.216.3100
从表3能够看出，浸渣中铜矿藏的单体解离度不高，仅为48.6%，这将影响浮选铜精矿的档次。为此，要到达在满意铜精矿档次的前提下，最大极限进步收回率的意图，出产中要求必须加强磨矿作业的办理。采纳的首要办法为：下降旋流器给矿浓度，安稳其给矿量和给矿浓度，增大旋流器的作业压力，进步旋流器的分级功率，从而在现有条件下使磨矿细度到达-0.037mm占95%以上。严格操控浮选作业条件，以完成在保证铜精矿档次的前提下取得较高的收回率。 河台金矿对环保要求较高。前段化工艺的出产尾液施行零排放，置换贫液悉数回来洗刷作业，而原规划的收回体系长时间搁置，因而洗刷后的稠密机底流根含量仍较高，一般可达2~6×10-6。如此高的根浓度将对铜矿藏发生较强的抑制效果。为此决议选用以下计划消除其影响，首要选用厢式压滤机对化尾渣进行压滤，使其滤饼含水量不高于15%，然后参加滑水调浆至浓度27.5%，这样可使浮选的矿浆中根浓度大幅度下降，消除根对选铜作业的影响。一起参加CS药剂一方面进一步消除剩余根的影响，另一方面活化次生铜矿藏及部分氧化矿藏和连生体矿藏，以完成最大极限进步浮选作业收回率的意图。 原浮选精矿中浮选药剂含量较高，在化浸出前没有经过脱药处理，虽经过磨矿分级及洗刷作业，但渣中残留的浮选药剂仍严峻影响下段铜矿藏的收回。在出产中发生很多的泡沫，至使呈现目标无法操控及浮选作业严峻跑槽等问题，给选铜工艺带来困难。经过厢式压滤机的过滤，可大大消除残留药剂的影响。经过对选铜新药剂品种和用量的調整，使铜精矿档次和收回率得到较好的操控。 出产中选用的厢式压滤机为接连排矿。跟着前面化作业的动摇，使其每次排矿量及排矿距离时间都无法固定，而选铜的浮选出产一般对工艺参数要求较提升，因而要求给矿量及给矿浓度相对安稳，为此在浮铜作业前设置三段拌和作业。一段为调浆作业，以保证矿浆浓度为27%；二段为缓冲作业，以保证前段压滤距离期间能有满足的储矿量；三段为给矿作业，保证给入浮选作业的矿量及浓度均匀接连。 4.改造后的工艺流程、设备及作业条件依据现场工艺研讨终究断定的渣选铜工艺流程所选首要设备为压滤设备： XAZ120m2箱式主动压滤机：1#拌和槽：ф2500 x 2500mm机械式拌和槽;2#拌和槽: ф 2500 x 2500mm冲1500 x 1500mm机械拌和槽;3#拌和槽:似500 x 2500mm机械拌和槽;粗选:SF一4m3浮选机2台(原有);一次精选:SF一4m3浮选机2台(原有);二次精选:SF一4m3浮选机1台(原有);二次扫选:SF一4m3浮选机1台(原有);[next] 渣浮选作业条件:处理矿量50t/d;磨矿细度:-320目占95%;滤饼含水:不大于17%;矿浆流量:117L/min;调浆浓度:27%;粗选加药:黄药80留t,2号油60g/t;一扫加药:黄药40 g/t,2号油30 g/t;二扫加药:黄药20 g/t,2号油20 g/t ; CS用量:200 g/t。 5 出产工艺目标及技能经济分析 5.1 出产工艺目标 经过4个月的出产运转，所取得的首要技能目标见表4.表4 化尾渣浮选工艺目标原矿累计铜档次/%尾矿累计铜档次/%精矿累计铜档次/%收回率/%4.140.5518.87/%
5.2 经济技能目标 1)产量核算。处理矿量按50t/d计，年作业天数按300d计，渣铜档次按4%计，归纳收回率按85%计，铜精矿档次按18%计，铜价格按其时价格11 500元/t计，年产含量铜510t，含量铜供应收入为586.5万元。 别的化验铜精矿中金档次为6岁t，精矿中金计价40元/g，则含量金供应总收人为68万元。年总收人为654.5万元。 (2)年总本钱核算。年总本钱包含出产本钱和供应本钱。其间，出产本钱包含电耗、药耗、人工及材料耗费，其年总额为65.02万元。供应本钱包含人工费、运费，年总额为85万元，两项算计总本钱为150.02万元。 (3)税金按供应收人的12%计，则总额为70.38万元(不包含含量金部分)。 (4)年供应铜精矿赢利为434.1万元。 6 结语 经过对广东高要河台金矿现场工艺和矿石物质组成的全面研讨，选用浮选工艺归纳收回金精矿化尾渣中的铜及剩金，对现场的工艺施行改造，使其渣收回铜浮选厂投产一次成功，完成了归纳收回的意图，给厂商带来较明显的经济效益。渣收回铜不管在技能和经济上都是合理可行的，因而，能够为相似矿石的尾矿收回供给很好的学习效果。
黄金冶炼氰化尾渣提金及综合利用
2019-02-18 15:19:33
效果称号：黄金冶炼化尾渣提金及归纳使用请求单位：清华大学判定编号：鉴字[教SW2003]第008号判定日期：2003年09月07日学 科：土建水效果简介： 该技能在国内外未见报导，由金涌院士掌管的项目评价以为，该技能到达国际先进水平。由教育部掌管的项目判定以为，该项目工艺先进可行，立异显着，规模经济效益高。 跟着金矿挖掘程度的加深，难选金矿的产值越来越大，使用传统的化法提金，会发生很多金含量高的黄金冶炼尾渣。在现有的现已揭露的技能或宣布的专利文献中，对难选金精矿或黄金冶炼尾渣，特别是含硫化物或砷化物较多的难选金精矿，可以工业化的技能一般选用焙烧法，此法能使金的收回率有所进步，也可以收回其间硫，但金的收回率进步的起伏有限，并且发生很多的污染废渣，砷也难处理。含硫铁矿较高的尾渣大多外卖到水泥厂，作水泥辅料，发生硫、砷和铅的污染。假如堆放在冶炼厂邻近，会发生自燃，也会发生煤烟污染，跟着天然雨水等进入地下水，引起环境恶化。为此研讨催化氧化法处理难选金精矿和尾渣：该办法选用催化剂，在常压下使用空气中的氧气氧化黄金冶炼化尾渣，以提取金属银、金属铜、铅的化合物、锌的化合物，制备铁系颜料等，一起提取黄金。处理后尾渣中包裹金的硫化物、砷化物被催化氧化，添加金与催化剂触摸的几率，进步金的收回率。一起，还可归纳收回银、铜、铅、砷等，使用其间的铁出产通明超细铁红，各种污染物质也一起变为无污染物质。 催化氧化后的尾渣残有量20％左右，有的低于5％，并可以归纳使用，金、银、同铁盒铁的收回率到达99％。因而，该办法不光处理了含硫化物或砷化物较高的金精矿金收回率低的难题，还最大极限进步有价金属的收回率，处理了黄金冶炼尾渣堆放活处理难的问题。 别的该技能的成功开发，有利于改善厂商落后的化提金工艺，进步科学技能水平，增强厂商在国际贸易中的竞争力，添加工作。 该技能现已在蓬莱黄金冶炼厂施行，估计处理三万吨化尾渣，出资5000万元，厂商获效益3000万元。
富锰渣价格
2017-06-06 17:49:50
富锰渣价格，上海有色网资讯：什么是富锰渣？你说的是工业冶炼方面的问题.就是冶炼后的废弃物,里面的锰含量很高.国家提倡要提高资源的利用率.可以将富锰渣里面的锰再提炼出来或者锰的化合物加以利用.富锰渣的用途只要有四个方面:1用作生产硅锰合金的原料 2 用作生产金属锰的原料 3 用作生产电炉锰铁和中低锰铁的配料 4 用作冶炼高炉锰铁的配料品名规格钢厂/产地出厂含税价（元/吨）涨跌备注相关资源富锰渣Mn30% Fe<3.5%广西1450--查看富锰渣Mn33%广西1550--查看富锰渣Mn30%湖南1450--查看富锰渣Mn40-42% Fe<2%P0.02Si20广西2000-2200<td nowrap="now
钒渣的浸取及浸取设备
2019-02-21 15:27:24
一、浸取
依据钒渣来历及性质的不同，浸取的溶剂可所以中性、酸性或碱性。
（一）焙烧熟料的中性浸取
通过高温下化焙烧的熟料，钒现已转化为五价钒的钠盐，易溶于水。因而，大部分的钒均可溶解。因为熟猜中残留少数的碱，故溶液呈碱性，pH值约为7.5～9。一些可溶性离子如Fe2＋、Fe3＋、Cr3＋、Mn2＋、Al3＋等均将水解而构成沉积。上述各离子的水解pH值如下：离子Fe2＋Fe3＋Mn2＋Cr3＋水解pH值6.5～7.51.5～2.37.8～8.83.3～44～4.9
（二）焙烧熟料的酸性浸取
当酸度增加时，将使贱价钒酸盐如Ca（VO3）2、Mn（VO3）2、Fe（VO3）2、Fe（VO3）3部分溶解。为此残渣在第2段浸取时将选用酸性浸取，以进步钒的浸取率。
四价钒用硫酸浸取时，可生成安稳的VOSO4：
VO2＋H2SO4＝VOSO4＋H2O
进步酸度虽使钒浸取率进步，但浸取液中的杂质也相应增加，给净化工序增加了困难。
（三）焙烧熟料的碱浸及碳酸化浸取
含钙高的质料及增加氧化钙焙烧的熟料可选用碱性溶液浸取钒。例如：因为CaCO3的溶度积小于Ca（VO3）2，故在上述复分化反应中，使Ca（VO3）2分化构成CaCO3沉积，而 被浸取。通过CO2则可使溶液pH值下降，更有利于Ca（VO3）2的分化与浸取。
（四）直接酸浸
含钒质料的直接酸浸，首要用于处理含钒铀矿，一起收回铀和钒。浸取时一起增加氧化剂如二氧化锰或。运用浓硫酸在挨近沸点下浸取。铀、钒的浸取率可别离到达98%、85%。
（五）加压碱浸
含钒质料的直接碱浸，可在高压下200℃左右，通入压缩空气，使贱价钒氧化为五价钒而溶解。最终以Na3VO4·（5～12）H2O的结晶收回。
含钒原猜中的钒若以五价钒的状况存在，则亦可用浸取法提取。可选用50～300℃，0.1～20MPa，NH32～8mol／L的条件进行浸取。
二、浸取设备
在焙烧进程中会发生烧结及结团现象，为此浸取时仍需细磨以进步浸取率。一般是将熟料先水淬，再进湿球磨，细磨至－100目以下，然后可明显进步钒的浸取率，缩短钒的浸取时刻。一般通过湿球磨后，浆料即已完结浸取，进而送至稠密机进行固液别离。
焙烧熟料的碱浸，湿球磨后需要碳酸化浸取，一般是在机械拌和槽内进行，在槽底鼓入CO2气体（焙烧熟料的尾气或石灰窑气）。也能够运用气体拌和槽，俗称巴秋卡槽。假如质料是疏松多孔的块矿或焙烧球团，则可用渗滤浸取器。以上均参见图1。图1 浸取槽
a－气体拌和槽（巴秋卡槽）；b－浸滤浸取槽
黑色岩系钒矿的机械选矿抛尾工艺技术
2019-01-21 18:04:24
我国黑色岩系钒矿资源非常丰富，包括遍布全国多个省份的石煤型钒矿，这种钒大多没有独立矿物，多以吸附态或类质同相存在于其他矿物中；且含钒品位低，多在1%甚至更低。目前提钒工艺基本针对低品位的未经机械选矿富集的原矿石，将其全部进入化学法的焙烧或溶出过程，生产成本高，加之近年来钒价不稳，给钒业投资和生产造成很大困惑，因此进行此项工作对钒资源开发利用意义重大。
试验样品选自此类型的为湖北某地较大型钒矿石。
一、矿石性质
（一）原矿多元素分析
原矿多元素分析结果见表1。
表1 原矿多元素分析结果%元素V205TFeSi02A1203Na20MgOSPAsK20CaOTC质量分数0.952.1182.573.670.1131.090.0200.710.0381.540.8400.24
（二）矿物X-衍射半定量分析
矿样X－衍射半定量分析结果见表2。
表2 矿样X－衍射半定量分析结果%矿物石英磷灰石伊利石及含钒云母未检出含量91441
二、机械选矿理论分析
该矿石中含有4%的伊利石及含钒云母和91%的石英。
石英是由（SiO4）公四面体共用顶点连接而成的三维骨架，沿各个面的破裂均有可能但均较困难。
伊利石是云母类的风化产物，它们的结构单元属三层型，即由Si04四面体连接的硅一氧层(Si205）n2n-，这种层本身具有六方对称性，正离子A13+由于大小和Si4+相近，可以无序或有序地置换Si4+，将结构单元层之间双层胶合起来的是电价较小、半径较大的离子K+和Na+；层内Si-0键要比层间的结合力强得多，矿物破碎磨矿时主要沿(001)面层间断裂，而(110)和(010)面也是常见的断裂面。有资料报道，钒云母中钒取代位于云母结构层间的Al3+。
矿石在破、磨矿过程中，各矿物的结构必然会遭到破坏，并因此使其表面电性发生变化，对于石英和云母类矿物而言，在性质上的区别主要有两类，第一是矿物硬度，石英的莫氏硬度较大为7，云母类矿物为2～3；第二是矿物的表面性质；石英内部的键基本全是Si-0。而云母类矿物有Al-0和Si-0键，在此类矿物的层间由于Si4+被A13+或V3+取代，导致晶格中正电荷不足，在破碎磨矿解离后，表面应带有负电荷。对层内而言，现分析两种矿物的Al-0和Si-0的断裂以及对浮选可能造成的影响。Al-0和Si-0键均含有离子键和共价键的成分，离子键的成分越多，键的极性就越大，键就越容易破裂，矿物表面的性质发生变化，使矿物的可浮性改变，对于由A、B两原子形成的极性共价键中的离子键的成分，Pauling提出经验的估算公式：
离子型的数量= 式中Xa和Xb分别为A、B两原子的电负性，经查阅相关资料，0的电负性为3.44，A1的电负性为1.83，Si的电负性为1.54，由此可知Al-0离子键的成分多于Si-0，因此在机械加工过程中Al-0更易破裂。
综上所述，认为云母类矿物比石英的表面有更多的电荷，在矿浆中更易于药剂形成化学吸附，而石英的物理吸附更多一些，因为两种吸附的强度有较大的差异，从而使在适宜的药剂条件下，表面性质存在差异，使其分离成为可能。
三、试验结果及讨论
（一）分级试验
原矿中含有91%的石英，石英硬度较大，在破碎或磨矿过程中可能会与其他矿物形成粒度的差异，对－2mm原矿以及－74μm60%磨矿细度的产品用不同粒级的筛子进行筛分，-2mm原矿筛分结果见表3，磨矿后的产品筛分结果列于表4。
表3 -2mm原矿分级试验结果%粒级/μm产率V205含量分布率-2000+85042.050.6931.24-850+20025.640.7520.70-200+7411.030.9611.40-7421.281.6036.66合计100.00.93100.0
表4 磨矿至－74μm60%时分级试验结果%粒级/μm产率V205含量分布率+7440.920.5421.63-74+3814.110.679.25-3844.971.5769.12合计100.01.02100.0
由表4试验结果可知，不磨矿直接筛分难以达到抛尾的目的；但直接分级后，-74μm粒级钒品位有所富集，+74μm粒级产率接近80%，有抛尾的趋势。分析认为，由于石英硬度大，在破碎磨矿过程中它会在粗粒级富集，而矿石中有层状硅酸盐矿物云母等存在，这类矿物在磨矿过程中在不同的解理面的粒度不一致，因此仅靠分级实现抛尾局限性非常大。
（二）浮选试验
综上所述，矿石中的矿物存在表面性质的差异，采用浮选有可能进行分离，为此采用分段加药分段选别的流程进行浮选试验，试验结果见表5。
表5 单一浮选试验结果%产品名称产率V205含量回收率精矿163.001.1275.85精矿24.601.577.76精矿33.001.233.97精矿42.400.892.30精矿51.900.731.49尾矿25.100.328.63合计0.93100.0
由试验结果可知，浮选尾矿V205含量0.32%，具有一定的分离效果，但产率仅为25.10%，分析原因为因矿石中含有易泥化的云母类矿物。由表4筛析结果可知，-38μm产率达44.97%，且含钒品位高，是浮选的目的矿物，因上浮量大粒度又细，会夹杂部分非目的矿物上浮，造成精矿产率大和品位低的结果。因此，单一浮选抛尾方案也不适宜，必须考虑与其他工艺联合进行抛尾。
（三）联合流程试验
前文中提到该矿石靠分级实现抛尾的局限性非常大，而片状解离矿物在重选过程中会随轻矿物走，采用螺旋选矿机这类设备，能将磨矿中细粒矿物、轻矿物和片状矿物集中在一年产品中，当与浮选联合时，也将对浮选有干扰的矿泥富集于此矿物中，有降低浮选药剂用量的优点。因此认为经过螺旋选矿将干扰的矿泥提前选走，会使浮选效果得以改善。
考虑到矿石性质的特点，以及分级试验和浮选试验的结果，选择“分级-浮选”联合流程、“螺旋选矿-浮选”联合流程、“分级-螺旋选矿-浮选”联合流程进行试验。试验中有分级作业的流程是直接对－2mm原矿，用74μm筛进行分级，+74μm品进行磨矿，磨矿细度为-74μm60%，螺旋选矿一浮选联合流程试验直接对－2mm原矿进行磨矿，磨矿细度为－74μm70%，试验结果见表6。
表6 联合流程试验结果%试验流程产品名称产率V205含量回收率分级－浮选
联合流程-74μm产品26.501.6945.94浮选精矿25.651.0126.57尾矿47.850.5627.49合计100.00.97100.0螺旋选矿－浮选
联合流程螺旋精矿32.791.6055.56浮选精矿14.811.3120.58尾矿52.400.4323.86合计100.00.94100.0分级－螺旋选矿－浮选
联合流程-74μm产品26.501.6945.68螺旋精矿22.101.2027.05浮选精矿5.651.096.28尾矿45.750.4520.99合计100.00.98100.0
三种流程相比较，分级-浮选联合流程尾矿钒品位偏高，不宜采用；分级-螺旋选矿-浮选联合流程与螺旋选矿-浮选联合流程工艺较复杂，指标相近。因此，确定采用“螺旋选矿-浮选”联合流程进行抛尾。
（四）综合条件试验
按“螺旋选矿-浮选”联合流程进行抛尾试验，并生产化学提钒的原料，试验结果见表7。
表7 螺旋选矿机重选-浮选流程物料富集结果%产品名称产率V205含量回收率螺旋精矿25.951.7950.14浮选精矿27.081.1934.90总精矿53.031.4985.04尾矿46.970.3014.96合计100.00.93100.0
由试验结果可知，螺旋选矿-浮选流程可抛弃产率46.97%、品位0.30%、金属损失率14.96%的尾矿，使进入化学提取的钒品位提高到1.49%，增加的选矿成本每吨原矿不超过20元。
（五）化学提钒试验
因考虑浮选药剂可能对化学提钒影响，对原矿直接提钒和富集精矿提钒进行对比试验。试验结果见表8和9。
试验结果表明，浮选药剂的添加对提钒指标基本没有影响。由此得出经机械选矿后的物料进入化学提钒可明显降低生产成本。
表8 原矿直接提钒试验结果%表9 富集物料的提钒试验结果% 四、结论
（一）通过对石英和云母类层状硅酸盐矿物的矿物性质和晶体结构的分析以及Al-0和Si-0键中更易造成表面性质改变的离子键成分的计算认为，云母类矿物与石英相比有硬度和表面性质两项差异可导致在机械选矿中使其分离。
（二）通过原矿直接分级，单一浮选以及联合流程的对比试验数据和矿石特性分析得出，重选一浮选联合流程较适合该矿石抛尾，工艺经优化后可抛弃产率46.97%、品位0.30%、金属损失率14.96%的尾矿，使进入化学提钒的品位提高到1.49%。
（三）经机械选矿富集的物料与原矿直接化学提钒相比，试验指标接近，表明选矿药剂对化学提钒的影响很小；且抛弃接近50%的尾矿，使进人化学提钒的矿量减少一半，入炉钒品位提高，选矿工艺简单易行，可显著降低提钒生产成本。
难选金矿和氰化尾渣提金及其综合利用技术
2019-02-18 15:19:33
传统的提金办法为化法，每年发生很多的黄金冶炼化尾渣，并且跟着金矿挖掘程度的加深，难选金矿的产值越来越大。为了进步金的提取率和下降黄金冶炼化尾渣对环境污染，使用催化氧化法处理难选金矿和化尾渣，可将这些矿藏中中包裹金的硫化物、砷化物催化氧化掉，添加金与浸出剂的触摸时机，然后可进步金的回收率。一起还可归纳回收银、铜、铅等有价元素，并可使用其间很多的铁，出产超细的回收率。一起还可归纳回收银、铜、铅等有价元素，并可使用其间很多的铁，出产超细通明的铁系颜料等。
酸性条件下高锰酸钾预处理氰化尾渣的试验
2019-02-21 12:00:34
化尾渣是选金厂商选用化法提金工艺发作的含酸性、碱性、毒性、放射性或重金属成分的废渣，一起还常常含有必定量的有色金属和非金属矿，具有潜在的使用价值，可进一步收回使用。但是，目前国内大部分黄金厂商发作的化尾渣都没有得到充沛使用，据不彻底统计，我国黄金矿山的尾矿排放量达2000多万t，这些尾渣一般只通过简略的填埋堆积，对环境形成潜在的影响和损害。如能将这些尾渣作为二次资源收回使用，能够给厂商和社会带来巨大的经济效益和环境效益。
一般情况下，金精矿通过前期化浸出，大部分易浸金已得到收回，但化尾渣金的品尝有的高达3～4g/t，且大部分金以微细粒金的方法包裹于硫铁矿傍边，就算通过进一步细磨，通过惯例化，金的浸出率依然不高。是一种强氧化剂，它能够加速浸出速度，进步浸出率。本文使用作为氧化剂，在酸性条件下对化尾渣的氧化预处理进行了研讨。
一、实验质料与实验办法
（一）试样性质 所用矿样为河南三门峡华夏黄金冶炼厂供给的高硫高砷难选冶金精矿化尾渣；物相组成如图1所示。尾渣中金属矿藏首要是黄铁矿，脉石矿藏首要以石英为主，其次还有少数金云母和地开石。矿样又经JSM－5600扫描电镜及Link能谱仪进行二次电子图画分析，发现在Fe和S的密布散布区，Au有显着的密布散布，阐明金首要以微细颗粒散布于黄铁矿中，黄铁矿是金的首要载体。
化尾渣的首要元素组成由X射线荧光法测得，如表1所示。
表1 化尾渣的元素组成（质量分数）/%Au1)Ag1)CuFePbS2.2140.43.8422.913.8425.14
1)单位为g/t。
（二）实验办法
实验所用尾渣通过化后粒度现已很小，绝大部分可过300目（50μm）筛，无须再次破碎细磨，只须烘干后待用。将计量粉末参加必定量水中，配成溶液，再加以计量的浓硫酸，拌和均匀后倒入 500mL三颈瓶中，将反响器置于带有拌和设备的恒温油浴加热器中，选用磁力加热拌和的方法完成反响进程中的恒温与拌和。待加热到指定温度以下20℃左右时，缓慢参加矿粉，进行反响，反响一段时间后降温过滤得到残渣和滤液。
化学氧化预处理能够打破硫化矿藏对金的包裹，使包裹金的金属矿藏质氧化溶解于溶液中，然后使金变得易浸，且到达了富集的作用。本实验以铁的浸出率以及矿样的失重率这两个目标作为预处理作用的点评目标。矿样失重率、铁的浸出率越高，预处理作用越好，后续化作用也好。溶液中的铁的含量由EDTA络合滴定法测定，残渣经烘干后称重。
失重率X(WL)和铁的浸出率E(Fe)别离选用式(1)和式(2)核算：
(1)
(2)
（三）反响原理
在酸性条件下具有强氧化性，其强氧化才能能够氧化各种金属和硫化物。酸性条件下的复原产品一般为安稳的Mn2+， （Mn04-/Mn2+）=1.51V，高于黄铁矿的氧化复原电位，理论上能够氧化黄铁矿，打破黄铁矿对金的包裹。或许发作的氧化复原反响方程式为：
16H++6Mn04-+2FeS2→2Fe3++4S042-+6Mn2++8H20 （3）
24H++3MnO4-+5FeS2→5Fe3++lOS+3Mn2++12H20 （4）
溶液在与矿样反响进程中会不断生成二价锰离子，酸度不行的情况下，生成的二价锰离子或许会与发作归一反响，生成副产品二氧化锰。
2Mn04-3Mn2++40H-→5Mn02+2H20 （5）
二氧化锰的生成对反响是晦气的，它不只耗费了，并且会包裹于矿样表面，阻止了对矿样的进一步氧化，因而该反响进程应该坚持满足的酸度。
二、实验成果与评论
（一）固液比对预处理作用的影响
反响时间5h，拌和速率700r/min，用量70g/L，反响温度80℃，硫酸初始浓度1.3mol/L，固液比对矿样失重率及铁的浸出率影响如图2所示。
由图2能够看出，固液比对预处理的作用有较大的影响，跟着固液比的减小，铁的浸出率逐步增大，失重率的改变与浸出率坚持相同的趋势，当固液比小于1︰20时，铁浸出率简直不再改变，维持在88%左右，而矿样失重率反而大幅下降。跟着固液比的减小，矿样浓度减小，矿样在溶液中的涣散程度较好，与能够愈加充沛的反响，因而使铁的浸出率逐步增大，当固液比减小到必定程度后，过量，反响中生成的二价锰会部分与反响生成固体沉积二氧化锰，使矿样的失重率反而下降。当固液比为1︰20时，预处理作用最好，后边的实验中均固定固液比为1︰20。 （二）用量对预处理作用的影响 反响时间5h，拌和速率700r/min，固液比1︰20，反响温度80℃，硫酸初始浓度1.3 mol/L，用量对矿样失重率及铁的浸出率影响如图3所示。
如图3所示，跟着用量的添加，铁浸出率与矿样失重率的改变坚持相同的趋势，在用量从45g/L到75g/L的进程中，铁的浸出率和矿样失重率均逐步进步，当用量到达75g/L时，预处理作用到达最好，铁的浸出率为92.11%，失重率也到达47.6%。进一步添加用量，铁浸出率和矿样失重率反而下降，这是由于过量生成副产品二氧化锰的原因，该副产品的生成直接形成失重率的下降，并且包裹于矿样表面，影响对黄铁矿氧化，下降了处理作用。因而，本实验最佳用量为75g/L。
（三）反响时间对预处理作用的影响
用量75g/L，拌和速率700r/min，固液比1︰20，反响温度80℃，硫酸初始浓度1.3mol/L，反响时间对铁的浸出率影响如图4所示。 图4标明，跟着反响时间的添加，铁浸出率也跟着递加。在1～4h内，反响浸出率添加较快；当反响进行到4～6h时，反响浸出率添加较慢；而当反响进行到5h今后，浸出率根本不再改变，铁浸出率终究为92.56%，反响近乎彻底，可见在该条件下，反响时间宜控制在5h，以下实验反响均控制在5h。
（四）反响温度对预处理作用的影响 反响时间5h，拌和速率700r/min，固液比1︰20，用量75g/L，硫酸初始浓度1.3mol/L，反响温度对矿样失重率及铁的浸出率影响如图5所示。
由图5可见，跟着反响温度的添加，铁浸出率与矿样失重率的改变坚持相同的趋势，反响温度对预处理作用有很大的影响，升高温度能够显着改进预处理的作用。当温度从60℃添加到80℃时，铁浸出率和矿样失重率逐步增高，尤其在70℃到80℃之间，反响速率显着添加，铁的浸出率由70.73%敏捷添加到92.11%；当温度从80℃添加到100℃时，浸出率和失重率略有下降，或许是高温下有所分化，贱价态的锰按捺了反响活性所造成的。调查整个实验进程发现，温度越高，矿浆进入泥化的状况就越早，反响越充沛，阐明升高温度能够进步整个反响的反响活性，加速反响速率。为了避免过多的能耗，断定适宜的反响温度为80℃。
（五）硫酸初始浓度对预处理作用的影响 反响时间5h，拌和速率700r/min，固液比1︰20，用量75g/L，反响温度80℃，硫酸初始浓度对矿样失重率及铁的浸出率影响如图6所示。
由图6能够看出，跟着硫酸初始浓度的添加，铁浸出率逐步增大，当浓度由0.4mol/L增至1.0mol/L时，铁的浸出率添加较快，尔后再添加初始硫酸浓度，对铁的浸出率影响不大，铁浸出率添加趋于平稳。一起，实验中发现，跟着硫酸初始浓度的增大，氧化渣的质量顺次下降，但当初始浓度为0.4mol/L和0.8mol/L时，氧化渣与原矿比较质量反而添加，没有到达富集金的作用，这是由于溶液酸度过低，反响进程中生成的二价锰离子与发作归一反响，发作很多不易溶解的二氧化锰沉积，包裹于矿样表面，阻止反响的进行。本实验最佳硫酸初始浓度为1.3mol/L。
三、最佳预处理条件下的实验
通过一系列实验，断定了化尾渣的最佳预处理条件为：反响时间5h，拌和速率700r/min，固液比1︰20，用量75g/L，反响温度80℃，硫酸初始浓度1.3mol/L。在此条件下铁浸出率和矿样失重率别离到达92.82%和47.94%，预处理作用较抱负，实验成果见表2。
表2 最佳条件下的浸出实验成果实验序号铁浸出率/%失重率/%1
2
均匀92.11
93.52
92.8247.60
48.27
47.94
使用X射线衍射仪对最佳条件下的氧化渣进行矿藏物相分析，见图7。比照图1和图7能够看出，通过预处理后，矿样中的黄铁矿在X射线衍射图中简直检测不出，标明尾渣中元素铁有用浸出到溶液中，然后打破了载金矿藏对金的包裹，为后续化打下了根底。
尾渣中铁的含量较高，反响液中有很多的铁离子存在，是能够使用的二次资源。本课题组使用化尾渣预处理，后得到的反响液，开宣布一套新的工艺，将反响液中的铁离子收回使用，制备出高性能的铁系颜料纳米氧化铁红，不只有用避免了废液对环境的污染，并且给厂商带来了巨大的经济效益。 四、定论
（一）实验所用化尾渣的首要矿藏成分为黄铁矿，金以微细粒的方法包裹于黄铁矿中，是一种有用的氧化剂，能够打破黄铁矿对金的包裹。
（二）固液比、用量、反响时间、反响温度，硫酸初始浓度对化尾渣的预处理作用均有必定的影响。在所研讨的实验条件下，最佳反响条件为：固液比1︰20，用量75g/L，反响时间5h，反响温度80℃，硫酸初始浓度1.3mol/L，对应的铁浸出率及矿样失重率别离为92.82%和47.94%，预处理作用较好。
（三）操作中应留意的投加量，确保不过量，不然易发作副产品二氧化锰，影响化尾渣的预处理作用。
氧化钒渣
