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.     

金精矿氰化尾渣铅和铜的回收

采用优先浮选铅、再活化浮选铜的工艺流程对某金精矿氰化尾渣铅、铜回收进行研究. 闭路实验表明:石灰作抑制剂,乙硫氮(二乙基二硫代氨基甲酸钠)和丁基黄药(丁基黄原酸钠)作捕收剂,通过"一粗两扫两精"流程,得到回收率为90.48%、品位为45.24%的合格铅精矿;以NP(铜、锌无机盐组合药剂)作铜活化剂,有机抑制剂FM抑制黄铁矿,Z-200(O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯)和丁铵黑药(二丁基二硫代磷酸铵)作捕收剂,采用"一粗两扫两精"流程,得到回收率为82.17%、品位为19.28%的合格铜精矿;金、银同时富集于铅精矿和铜精矿.     

海南某金矿尼尔森重选-浮选试验

以海南某石英脉型金矿石为原料,进行尼尔森重选-浮选试验研究.通过GRG试验得出金矿中重选可回收金质量分数为80.88%.通过条件试验确定了该矿石尼尔森重选-浮选的最佳条件为:磨矿细度-74μm占80%,相对离心力60g,反冲水压16kPa,矿浆质量分数40%,戊基黄药用量200g/t,浮选时间5 min.原矿石品位9.8g/t,利用尼尔森选矿机一次分选可得品位230g/t,金回收率80.30%的重选精矿.重选尾矿品位2.0g/t,经过一次粗选一次精选三次扫选处理,可得浮选精矿品位57.3g/t,浮选金作业回收率75.66%.经尼尔森重选-浮选流程处理后,尾矿金品位降至0.5g/t,全流程金总回收率95.21%.     

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。     

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%.     

强搅拌调浆对硫化镍矿浮选的作用

通过对单矿物和实际矿石的显微镜图像进行分析与浮选实验,研究浮选前强搅拌调浆对硫化矿物的疏水聚团作用及其与低品位硫化铜镍矿浮选的关系,通过显微镜图像分析搅拌时间与聚团粒度变化的关系。研究结果表明:强搅拌调浆产生的紊流条件能使矿物颗粒碰撞形成疏水聚团,而细粒矿物形成疏水聚团,表明矿物表面润湿性增加,可浮性变好;在搅拌转速为1 000 r/min时,随搅拌时间延长,聚团面积增大;浮选前的强搅拌调浆能提高磁黄铁矿单矿物和低品位硫化铜镍矿石中硫化铜镍矿物的浮选速率,硫化矿物的疏水聚团是强搅拌调浆提高低品位硫化矿浮选回收率的重要原因。     

青海某低品位铅锌矿选矿试验研究

青海某低品位铅锌矿含铅2.13%,含锌0.36%.针对原矿铅锌品位较低,铅锌矿物嵌布粒度较细等特征,确定采用铅锌混合浮选流程,获得铅精矿铅品位55.21%,含锌5.78%,铅回收率96.39%,并且原矿伴生的有用组分银也得到了有效地综合回收,混合精矿中银含量126g/t,回收率为43.59%.由于原矿中锌品位较低,无法得到合格锌精矿,因此进行锌入选品位试验探索,确定了当入选铅品位2%、锌品位0.6%以上时,可同时获得合格的铅精矿和锌精矿.     

内蒙古某铜矿分选工艺优化选择

分选工艺是影响矿物分选指标的重要因素.在对内蒙古某铜矿矿物性质深入研究的基础上,通过磨矿细度、精选次数、扫选次数、矿浆pH值等浮选主要工艺因素进行单因素条件试验,确定合理的分选流程为:一次粗磨,粗精矿再磨,一次粗选两次精选两次扫选.闭路试验结果表明,该工艺流程可以获得良好的分选指标,精矿品位23.12%;回收率86.73%.     

红土镍矿直接还原焙烧磁选回收铁镍

采用添加助熔剂直接还原焙烧-磁选方法,对镍主要以硅酸镍形式存在的低品位红土镍矿中镍和铁的富集进行了研究. 结果表明,同时添加助熔剂,可获得较好的技术指标. 最佳工艺条件为:煤作还原剂,质量分数为15%;KD-2为助熔剂,质量分数为20%;焙烧温度为1200℃;焙烧时间为40min. 在此条件下可以得到镍品位10.83%、铁品位52.87%、镍回收率82.15%和铁回收率54.59%的镍铁精矿. 用X射线衍射(XRD)和透射电镜(TEM)对还原过程中助熔剂和煤的作用机理进行了研究. 发现KD-2可以与原矿中含镍的石英和硅酸盐矿物反应,释放出其中的镍;煤用量太多时可生成部分不含镍的金属铁,会造成镍的回收率降低.     

提高铜矿中伴生金的回收率试验

为提高紫金山金铜矿中伴生金的回收.采用闪浮加一次粗选的抑硫浮铜工艺,在不影响铜回收率的条件下,通过调节浮选矿浆质量分数、加入BP捕收剂及脉石抑制剂HY提高金的回收率.在矿浆pH值为10.5、丁胺黑药用量为25 g/t、BP用量为14 g/t、2号油用量为3 g/t、HY用量为25 g/t时,可以得到铜的回收率为85.02%、金的回收率为52.50%的铜精矿,该药剂制度可有效提高铜、金的回收率,达到提高铜矿中伴生金回收的目的.     

Comprehensive recovery of gold and base-metal sulfide minerals from a low-grade refractory ore

The comprehensive recovery of small amounts of valuable minerals such as gold and base-metal sulfide minerals from a low-grade refractory ore was investigated. The following treatment strategy was applied to a sample of this ore: gold flotation–gold concentrate leaching–lead and zinc flotation from the gold concentrate leaching residue. Closed-circuit trials of gold flotation yielded a gold concentrate that assayed at 40.23 g·t-1 Au with a recovery of 86.25%. The gold concentrate leaching rate was 98.76%. Two variants of lead-zinc flotation from the residue—preferential flotation of lead and zinc and bulk flotation of lead and zinc—were tested using the middling processing method. Foam from the reflotation was returned to the lead rougher flotation or lead–zinc bulk flotation, whereas middlings from reflotation were discarded. Sulfur concentrate was a byproduct. The combined strategy of flotation, leaching, and flotation is recommended for the treatment of this kind of ore.     

某铅锌选矿废水对黄铁矿浮选行为的影响

选矿废水含有大量重金属离子、选矿药剂、悬浮物等污染物,直接排放会引起水资源浪费和环境污染.本文通过单矿物浮选试验,研究了废水、蒸馏水、废水处理水三种体系中,丁黄药、丁铵黑药及乙硫氮对黄铁矿的浮选行为的影响.实验结果表明:在废水体系中加与不加捕收剂,黄铁矿的浮选回收率均比蒸馏水体系中低;在废水处理水体系中,无论加或不加捕收剂,黄铁矿的浮选回收率均比废水体系中高.     

高硫铝土矿浮选除硫药剂的选择

考察了十二烷基磺酸钠、乙黄药、乙硫氮、丁黄药和异丁黄药5种浮选剂对高硫铝土矿浮选除硫性能的影响,着重考察了浮选剂用量、浮选时间、浮选矿浆液固质量比、pH值及矿石粒度对浮选除硫率和氧化铝回收率的影响.研究表明,十二烷基磺酸钠不具备浮选除硫的能力;乙黄药和乙硫氮具有一定的浮选除硫能力;丁黄药和异丁黄药浮选除硫的能力很强,较适合用于铝土矿浮选除硫的工业化生产.丁黄药和异丁黄药一步精选开路实验表明,异丁黄药具有较高的选择性,丁黄药具有较强的捕收能力.     

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.     

萤石的常规及静态浮选的试验研究

对浙江某地萤石矿石的常规及静态浮选进行了研究。研究结果表明两种浮选方法均可获得ＣａＦ２含量大于９８％的优质萤石粉矿。静态浮选与常规浮选相比，在工艺条件及药剂制基本一致的情况下，一次完成粗精，扫选全过程，使流程大为简化。     

Selective depression mechanism of ferric chromium lignin sulfonate for chalcopyrite–galena flotation separation

Selective recovery of chalcopyrite–galena ore by flotation remains a challenging issue. The development of highly efficient, low-cost, and environmentally friendly depressants for this flotation is necessary because most of available reagents (e.g., K₂Cr₂O₄) are expensive and adversely affect the environment. In this study, ferric chromium lignin sulfonate (FCLS), which is a waste-product from the paper and pulp industry, was introduced as a selective depressant for galena with butyl xanthate (BX) as a collector. Results show that the residue recovery of Pb in Cu concentrate was substantially reduced to 4.73% using FCLS compared with 10.71% using the common depressant K₂Cr₂O₄. The underlying mechanisms were revealed using zeta-potential measurements and X-ray photoelectron spectroscopy (XPS). Zeta-potential measurements revealed that FCLS was more efficiently absorbed onto galena than onto chalcopyrite. XPS measurements further suggested that FCLS enhanced the surface oxidation of galena but prevented that of chalcopyrite. Thus, FCLS could be a potential candidate as a depressant for chalcopyrite–galena flotation because of its low cost and its lack of detrimental effects on the environment.     

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.