捕收剂CSU-M对镍钼矿中氧化钼的浮选工艺及吸附机理

针对镍钼矿中氧化钼浮选回收率低,丢弃造成资源浪费和环境污染等问题,在工艺矿物学研究基础上,对镍钼矿中硫化矿物浮选尾矿进行开路实验和闭路实验,设计出氧化钼浮选流程,并利用分子动力学模拟研究捕收剂分子在矿物解离面的吸附过程。研究结果表明:镍钼矿中硫化矿物浮选尾矿主要含钼矿物为氧化钼,脉石矿物主要为磷灰石和黄铁矿;通过闭路浮选试验得到Mo品位为3.37%,Ni品位为3.75%,Mo回收率为71.22%,Ni回收率达67.81%的精矿;捕收剂CSU-M分子在氧化钼(100)面吸附比磷灰石(010)面和黄铁矿(110)面吸附强,从而实现浮选过程中氧化钼与磷灰石和黄铁矿的分离。     

镍钼矿中胶硫钼矿的赋存状态及浮选试验研究

通过多元素分析,物相分析,扫描电子显微镜等检测,发现镍钼矿中的钼主要赋存于胶硫钼矿中,S∶Mo原子个数比介于2.72～2.94之间,且胶硫钼矿与黄铁矿,镍黄铁矿共生关系密切。通过闭路浮选试验,可以获得含Mo质量分数为10.55%,回收率为84.06%的精矿,精矿中钼质量分数95.54%以胶硫钼矿存在。     

低品位难选钼中矿的选别试验

在研究福建省某钼矿厂难选低品位钼中矿性质基础之上,通过高效捕收剂、组合抑制剂的优化配伍,结合浮选与重选技术,实现了该钼矿物的高效综合利用,得出合理的浮选流程结构与药剂制度和最佳的重选工艺参数.浮选钼精矿产品品位为45.14%,回收率达到64.7%,钼浮选尾矿由重选可分别获得硫精矿和重选钼精矿,其中重选钼精矿产品品位为3.17%,回收率达到17.2%,整个流程中钼总回收率达到81.9%.     

某难选钼矿矿石性质及选矿实验研究

为了对某难选钼矿的岩石矿物学性质进行研究,通过岩矿分析和物相分析以及磨矿和选矿试验研究,结果表明该钼矿石的结构构造是粒状变晶结构,条带状构造,岩石中有岩脉发育,属方柱石化透辉矽卡岩型;钼的品位为0.21%,其它元素含量较低,不具有提取价值;浮选采用一粗三扫六精的工艺流程.获得的粗精矿中钼含量为4.21%,粗精矿经多次精选,钼精矿品位为23.35%;尾矿经过扫选后,得到最终尾矿,其钼品位为0.08%.     

热处理对黑色岩系镍钼矿富集的影响

为给镍钼矿的选-冶结合提供理论依据,通过对镍钼矿原矿与在800℃中性焙烧1.5 h后镍钼矿进行X线衍射(XRD)分析;在空气气氛与氩气气氛中对镍钼矿进行差热与热重分析,并对原矿和焙烧预处理矿进行浮选实验.研究结果表明:在300～800℃,有氧参与的空气气氛中,镍钼矿中有机质不断燃烧,差热分析(DTA)曲线产生很大的放热峰,质量损失率达20%;而在氩气气氛中,主要发生挥发、硫化、化合等反应,放热峰很小,质量损失率为18%;当温度高于800℃时,空气气氛中一直发生分解反应;而氩气气氛中,当温度超过1 320℃时,分解反应完成,开始出现化合反应;焙烧预处理后的镍钼矿更易于浮选,精矿钼品位提高0.88%,回收率提高7.91%.     

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.     

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.     

贵州遵义新土沟镍钼矿地质特征及成因浅析

新土沟地区下寒武统黑色岩系分布广泛,蕴含着丰富的矿产资源,其中镍钼矿资源尤为丰富。镍钼矿体赋存于下寒武统牛蹄塘组的黑色炭质黏土岩中,镍含量2.68%～7.30%,平均品位4.12%;钼含量4.80%～8.67%,平均品位6.81%。矿石主要类型为黄铁矿型镍、钼矿和炭质泥岩型镍、钼矿。通过对成矿物质来源、成矿作用的研究,初步认为新土沟镍钼矿为海相化学及生物化学沉积生成,矿床成因应为海底喷流沉积成因。     

攀钢马家田尾矿选铁、选钛工艺研究

为了进一步开发利用尾矿资源,经实验室选铁、选钛工艺试验研究,将含TFe、TiO2品位分别为14.90%、6.50%的废弃尾矿,采用再磨再选工艺流程进行回收,可获得产率为9.18%、品位为55.26%的铁精矿,并能获得产率为3.56%、品位为47.29%的钛精矿。     

鞍山式赤铁矿石反浮选尾矿铁品位偏高机制

针对鞍山式赤铁矿石反浮选流程中存在的浮选尾矿铁品位偏高的问题,借助X射线衍射分析、化学多元素分析、粒度分析、扫描电子显微镜等检测手段,对选别流程中样品的化学多元素组成、物相组成、粒度分布及矿物的单体解离度进行了研究.结果表明,在各扫选尾矿中存在着一些单体解离高的微细铁矿物颗粒,其吸附在粗粒级脉石矿物表面,形成“载体浮选”进入到尾矿中,造成尾矿铁品位偏高.     

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.     

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.     

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.     

钼铋铁硫化矿浮选分离流程的设计和试验

根据辉钼矿、辉铋矿和黄铁矿的基本可浮性之差异(包括中性油天然可浮性,黄药诱导可浮性和硫化钠诱导可浮性),设计了四种不同的原则流程来浮选和分离湖南某多金属矿石中的钼、铋、铁硫化矿物。这四种原则流程分别为:捕收剂诱导全浮选;钼铋中性油天然等可浮;钼中性油优先浮选;及硫硫化钠诱导优先浮选。小型粗选试验结果表明,设计的四种原则流程均可行,但以黄铁矿硫化钠诱导优先浮选流程的指标最高。这是一种新的浮选分离工艺,具有独创性。     

几种捕收剂对低品位硫化镍矿浮选的作用

研究了丁基黄药、丁胺黑药和硫胺酯单独使用与组合使用对低品位硫化镍矿浮选的影响.实验结果表明,单独使用丁基黄药和硫胺酯浮选硫化镍矿时,一次粗选镍精矿品位可达3%以上,但回收率较低;单独使用丁胺黑药时,一次粗选镍精矿品位可达2%以上,回收率最高可达57%.组合用药时,丁胺黑药与硫胺酯组合使用可以有效提高低品位硫化镍矿的浮选回收率.针对丁基黄药、丁胺黑药和硫胺酯单独使用与组合使用进行了红外光谱分析,阐述了组合药剂对硫化镍矿浮选的作用机理.     

磁铁矿与赤铁矿混合浮选交互影响规律

研究了浮选药剂对单矿物浮选的影响、磁铁矿对赤铁矿浮选的影响。单矿物浮选研究表明,pH〉10时,NaOH的用量的对石英矿的浮选影响大于磁铁矿、赤铁矿的浮选。随着淀粉用量的增加磁铁矿和赤铁矿的回收率逐渐增加,当淀粉用量为10mg／L时,赤铁矿的浮选几乎受到完全的抑制。CaO对磁铁矿、赤铁矿的浮选几乎没有影响,然而对石英的浮选确有很大的影响,石英的回收率随着CaO用量的增加逐渐降低。磁铁矿、赤铁矿以及石英的回收率随着捕收剂用量的增加逐渐降低。人工混合矿浮选研究表明,赤铁矿浮选品位随着磁铁矿含量的增加逐渐增加。     

钛铁矿海滨砂矿尾矿的浮选试验研究

对广西北海地区的钛铁矿砂矿尾矿进行了系统浮选试验研究,钛铁矿砂矿尾矿由原矿经过重选和磁选得到.研究表明,Pb(NO_3)_2对钛铁矿有活化作用,主要是由于Pb2+与钛铁矿发生特性吸附,提高了油酸钠对钛铁矿的捕收能力.以硫酸和水玻璃作为调整剂,Pb(NO_3)_2作为活化剂,油酸钠作为捕收剂进行浮选,在硫酸用量900 g/t,水玻璃用量400 g/t,Pb(NO_3)_2用量30 g/t,油酸钠用量450 g/t的药剂制度条件下,经过一次粗选、两次精选的闭路浮选流程,可得到TiO_2品位为39.55%,回收率为54.61%的钛精矿.