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%.     

福建某铜冶炼炉渣铜锌浮选试验研究

针对福建龙岩某铜冶炼炉渣的工艺矿物学性质,采用铜、 锌顺序优先浮选工艺流程,进行选矿试验研究. 结果表明,在磨矿细度为-0.045mm占84%、 Na₂SO₃+ ZnSO₄作为锌组合抑制剂的情况下,采用1粗1精浮铜,并对铜粗选尾矿1粗1精浮锌. 得到铜品位为55.48%、 回收率为85.74%的铜精矿,锌品位为35.56%、 回收率为90.56%的锌精矿. 有效回收了有价金属锌,进而提高选厂的经济效益.     

AO捕收剂浮选稀缺难浮煤实验

针对稀缺难浮煤浮选回收率偏低的情况,研制一种AO浮选捕收剂。通过浮选实验和润湿热实验,比较AO捕收剂、煤油、柴油对稀缺难浮煤的浮选效果、浮选速度及三种药剂与难浮煤泥作用的润湿热。结果显示:AO捕收剂浮选稀缺难浮煤的最佳操作指标为,捕收剂与起泡剂质量配比3∶1、捕收剂与起泡剂总用量1.28 kg/t、矿浆浓度75 g/L;在精煤灰分大致相同的情况下,AO捕收剂的浮选精煤产率比煤油、柴油分别提高了11.33%和14.94%,浮选完善指标分别提高了6.18%和8.09%;AO捕收剂的浮选速度最快,与煤样作用的润湿热最大。验证性浮选实验结果进一步证明AO捕收剂是一种理想的难浮煤用浮选药剂,具有实际应用价值。     

铜铅矿共生银矿物浮选强化回收试验

某铜铅多金属硫化矿含银品位77 g/t,主要以辉银矿等独立银矿物形式和以硫化铅矿物为载体的载体银矿物形式存在。在原有生产流程结构基础上,分别对磨矿细度、铜优先浮选作业和铅浮选作业进行了银强化回收试验,试验结果表明,在保证铜铅金属回收完全的前提下,银总回收率提高了5个百分点,实现了共生银矿物的浮选强化回收。     

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.     

磨矿介质对典型硅酸盐矿物浮选的影响及机理

研究在湿式磨矿条件下,十二胺和油酸钠作为捕收剂时,锆球和铁球作为磨矿介质对典型硅酸盐矿物浮选的影响。通过对矿物表面动电位和X射线光电子能谱检测,分析磨矿介质对硅酸盐矿物浮选影响的机理。研究表明：十二胺作为捕收剂,低于最佳浮选pH值时,锆球湿磨锆英石、绿柱石、锂辉石和石英的浮选回收率均高于铁球湿磨,pH值继续升高,锆球湿磨和铁球湿磨这四种硅酸盐矿物的浮选回收率相近；在pH值2~12范围内,锆球湿磨和铁球湿磨长石的浮选回收率相近；油酸钠作为捕收剂,相同pH值条件下,锆球湿磨锆英石、绿柱石、锂辉石、长石和石英的浮选回收率大多低于铁球湿磨。检测结果表明：锆球湿磨时,低于最佳浮选pH值条件下,锆英石、绿柱石、锂辉石和石英表面电位低于铁球湿磨,因而十二胺作为捕收剂时这四种矿物的浮选回收率高于铁球湿磨；铁球湿磨时,油酸钠作为捕收剂,锆英石、绿柱石、锂辉石、长石和石英表面Fe含量明显增加,对这五种矿物起到活化作用,因而浮选回收率高于锆球湿磨。     

PAM对煤油乳化及煤泥浮选的影响

为研究阴离子聚丙烯酰胺（PAM）对煤油乳化液稳定性及煤泥浮选效果的影响,采用机械搅拌方式,选择不同体积分数的PAM进行煤油乳化实验,并以煤油、煤油＋PAM、煤油乳化液、煤油乳化液＋PAM为捕收剂进行单元浮选对比实验。结果表明：在煤油乳化液制备过程中加入少量PAM水溶液可提高煤油乳化速度,增强乳化液的稳定性;当油水比为1∶1,乳化剂用量为1%时,PAM体积分数为21%的乳化液的稳定性最好;随着PAM体积分数的增加,浮选效果逐步改善,当PAM过量时,浮选效果降低;与纯煤油浮选结果相比,煤油＋PAM、煤油乳化液和煤油乳化液＋PAM的浮选指标有不同程度的改善,且后两者的煤油消耗量降低50%。     

破碎方式对紫金山铜金矿石可磨性及浮选的影响

针对紫金山铜金矿石,研究不同破碎方式下产品的粒度特性、磨矿动力学特性和浮选特性.结果表明,与常规破碎方式相比,经高压辊磨机粉碎后的物料平均粒径更小,细粒级含量多,高压辊磨机粉碎后的物料更易磨;在现场开路流程和药剂制度下,高压辊磨产品经球磨浮选后粗精矿铜回收率可达到84.68%和86.38%,比常规破碎磨矿浮选工艺粗精矿铜回收率分别提高4.25%和5.95%.与辊面压力为3.5 MPa相比,辊面压力为5.5 MPa时,粉碎后物料平均粒径小,更易磨,粗选精矿的铜回收率可提高1.7%.     

油酸钠直接浮选孔雀石的机理研究

研究了油酸钠直接浮选孔雀石的浮选行为及作用机理.采用浮选试验、Zeta电位测试、傅里叶红外光谱测试、溶液化学计算及热力学计算进行吸附机理分析.浮选试验表明:当捕收剂油酸钠用量为160 mg/L、pH值范围7~10时,孔雀石浮选回收率可以达到70%以上;当pH=9.5时,回收率为88.67%,达到最高;动电位及溶液化学表明:油酸钠在矿浆中的组分为C_(17)H_(33)COOH·C_(17)H_(33)COO~-,C_(17)H_(33)COO~-和(C_(17)H_(33)COO)_2~(2-),油酸钠在孔雀石表面主要发生了化学吸附;根据吉布斯自由能的计算和红外光谱测试分析表明:在合适的p H值范围,油酸钠与孔雀石表面的铜离子作用生成油酸铜盐沉淀,改变了孔雀石的表面性质使它表面疏水从而容易浮选回收.     

泡沫浮选萃取分离回收废水中铜锌

在内循环浮选柱中,采用泡沫浮选萃取法对模拟废水中的铜锌离子进行了分离回收实验,研究了废水pH值、浮选时间、气速、环烷酸浓度等对分离效果的影响.结果表明,利用皂化环烷酸作为浮选萃取剂,两段浮选萃取,第一阶段在pH=2.7时优先浮选萃取铜,回收率达95%,而锌的回收率约为10%;然后在第二阶段升高残液pH值至7.9浮选萃取锌,可完全除去锌离子,残留废水达到排放标准.确定了泡沫浮选萃取分离回收铜锌的工艺路线,并制得工业纯硫酸铜和硫酸锌产物.     

Aerosol flotation of low-grade refractory molybdenum ores

The characteristics of aerosol flotation, which include the effect of the concentration and particle size of kerosene aerosol on the molybdenum (Mo) flotation index and the effect of kerosene aerosol dosing method on the kerosene dosage and flotation time, were studied in the flotation of low-grade refractory molybdenum ores using kerosene aerosol. The results revealed that the particle size and concentration of kerosene aerosol had little effect on the Mo grade but had significant effect on the Mo recovery. A smaller particle size and a lower concentration of kerosene aerosol were beneficial to the Mo aerosol flotation. For the received Mo ore samples, the optimized particle size of kerosene aerosol was 0.3-2 μm and the optimized aerosol concentration was 14 mg/L. The compressed air atomizer had a more uniform distribution of aerosol particles than the ultrasonic atomizer, and the aerosol concentration was controlled easily, so the compressed air atomizer was more suitable for the research of aerosol flotation. Compared with conventional flotation in which kerosene was directly added into the ore pulp, the flotation time was reduced by ~30%, and the dosage was decreased by ~20% in aerosol flotation, while the Mo flotation index was similar.     

逆流浮选柱柱径及柱高的设计

论述了柱径与柱高对逆流浮选柱浮选过程的影响,提出了气阻、面积负荷的概念.通过研究矿化气泡的受力及运动,建立了表征矿浆运动的理论模型,并对模型的参数做了经验处理.给出了用矿浆流速确定柱径、用柱径和浮选柱容积来确定柱高的设计方法.通过对细粒钼铋矿物的回收实验表明,在同等实验条件下,无论是精矿品位还是回收率,按该方法设计的柱体浮选效果明显好于其他尺寸的柱体.     

铜钼浮选分离中硫化钠的消耗机理

针对铜钼浮选分离生产过程中,往往存在着硫化钠抑制剂消耗量过大、生产成本过高的现象,使用硫离子选择电极动态监测不同条件下硫化钠溶液中硫离子电位,来初步研究硫化钠大量消耗的机理.结果表明:铜钼浮选分离过程中,空气的鼓入和矿浆的未加温处理会增加硫化钠的氧化消耗,是硫化钠消耗量大的原因之一.浮选矿浆中的矿物(如辉钼矿、黄铜矿和黄铁矿)有着催化硫化钠氧化分解的作用,加上矿物本身对硫化钠的吸附作用,是造成铜钼浮选分离过程中硫化钠大量消耗的又一原因.此外,矿浆中溶出的少量金属阳离子(如Cu²⁺和Fe³⁺)对硫化钠的氧化分解也有一定作用,进一步加剧了硫化钠的消耗.     

烷基羟丙基胺作用下石英和赤铁矿的浮选行为

通过浮选试验研究了新型捕收剂烷基羟丙基胺(NDIA)作用下石英和赤铁矿的浮选行为,并结合量子化学计算和zeta电位分析,考察了该捕收剂在矿物表面的吸附机理.单矿物浮选试验结果表明:当捕收剂用量为33.33 mg/L,p H值为4.50~8.00时,石英的回收率在92%以上,赤铁矿的回收率在50%左右.人工混合矿分选试验结果表明:当捕收剂用量为33.33 mg/L,淀粉用量为13.33 mg/L,p H值为4.50~8.00时,NDIA均可实现石英和赤铁矿的有效分离.量子化学计算结果表明,与十二胺相比,NDIA对石英具有更好的捕收性能.zeta电位测试结果表明:NDIA在石英和赤铁矿表面均发生了吸附,且在石英表面的吸附作用强于赤铁矿.     

从竖罐炼锌蒸馏残渣旋涡炉处理烟化渣中浮选回收银

由于竖罐蒸馏炼锌工艺中锌精矿所含的银几乎全部进入蒸馏残渣,因此以蒸馏残渣经旋涡炉烟化处理后得到的烟化渣为原料,开展了浮选回收银的研究.浮选实验考查了浮选过程pH值、温度、捕收剂用量、起泡剂用量对粗选过程的影响.在优化的粗选工艺参数条件下进行了多级开路浮选和闭路浮选实验,最终确定采用一粗四精三扫工艺,捕收剂用量800g·t-1,起泡剂用量350g·t-1,获得银精矿品位6100g·t-1,银回收率8610%.     

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%.     

大西沟难选菱铁矿石综合利用新工艺

采用强磁预选—磁化焙烧—磁选联合工艺对大西沟难选菱铁矿石进行试验研究.结果表明:在磨矿细度-74μm占55%、强磁粗选磁场强度318kA/m、强磁扫选磁场强度717kA/m的条件下，可得到TFe品位为28.47%、回收率为96.78%的强磁精矿；强磁精矿在中性气氛中于焙烧温度700℃、焙烧时间40min、磨矿细度-43μm占95%、弱磁选磁场强度104kA/m的综合条件下，获得TFe品位为59.29%、回收率87.50%的精矿产品.XRD、光学显微镜和VSM等分析结果表明:难选菱铁矿和褐铁矿经焙烧后转变为易选磁铁矿，新生成的磁铁矿表面疏松多孔，多呈胶状，与脉石矿物紧密共生，其磁化强度和比磁化系数均显著提高.