起泡剂2#油对稀土浮选的影响

通过小型单槽浮选机对包钢选铁强磁尾矿进行稀土回收试验,在粗选中添加抑制剂水玻璃和捕收剂SR的条件下,粗选泡沫发白、带矿量少、回收率较低。为解决这一问题,预改变药剂制度,在粗选中添加起泡剂2#油并进行了探索试验。试验结果表明：在抑制剂、捕收剂用量不变的条件下,添加一定量2#油,可增强矿化效果,降低尾矿品位,同时可提高精矿品位和回收率。以此试验结果指导现场生产,在粗选水玻璃用量为4.0 kg/t、SR用量为1.3 kg/t、2#油用量为0.03 kg/t,1精水玻璃用量为0.38 kg/t、SR用量为0.12 kg/t的条件下,获得了尾矿REO品位为130%,精矿REO品位为53.80%,回收率为90.71%的满意结果。     

铅锌尾矿制备瓷砖胶原料除杂工艺研究

以郴州桥兴铅锌选矿厂生产尾矿为原料,通过一次浮选的方法将尾矿中对环境危害较大的铅、锌、砷和硫4种元素进行脱除,使其满足建设用砂产品要求.在矿浆pH值为7.5,活化剂硫酸铜用量为50 g/t,捕收剂丁基黄药用量为100 g/t,浮选质量分数为35％,起泡剂2#油用量为60 g/t,浮选时间为6 min的操作条件下,采用一...     

低温正反浮选回收低品位宜昌磷矿重选磷尾矿

为了低温浮选回收低品位宜昌磷矿重选磷尾矿,采用含有乙氧基团的非离子型表面活性剂增效棉油酸皂获得的捕收剂MONA-135,在温度11～12℃的条件下,考察不同比例的该表面活性剂增效棉油酸皂的低温浮选性能。试验结果表明:含有乙氧基团的非离子型表面活性剂明显提高了棉油酸皂的低温浮选性能,当表面活性剂与棉油酸皂复配比为7.5%时,其增效作用较明显;在磨矿细度-0.074 mm86.1%,温度11～12℃,正浮选粗选碳酸钠、水玻璃、捕收剂MONA-135用量分别为5,3.5,2.0 kg/t,扫选MONA-135用量0.5 kg/t;反浮选粗选硫酸、磷酸、反浮选捕收剂LAA-T用量分别为15,2.0,0.6 kg/t,扫选硫酸用量1.83 kg/t的条件下,进行正浮选1粗2精1扫,反浮选1粗1扫的闭路流程试验,可将重选磷尾矿P_2O_5品位从17.31%提高到27.33%,回收率达86.42%。     

组合捕收剂低温浮选某铅锌尾矿中萤石的试验研究

某铅锌浮选尾矿中,含有CaF2 21.13%,品位较高,具有一定的经济价值。为实现该尾矿中萤石资源的综合回收利用,分别进行了Na2CO3用量试验、抑制剂配比试验、单一捕收剂试验、组合捕收剂配比试验、组合捕收剂用量试验及浮选温度试验等条件试验。条件试验结果表明,当Na2CO3用量为400g/t,Na2SiO3用量为500g/t,腐殖酸钠用量为300g/t,组合捕收剂中油酸钠(OL)与石油磺酸钠(SPS)比例为2:1时,组合捕收剂用量为200g/t时,能取得较好的萤石浮选指标,且浮选结果受温度影响较小。在上述试验确立的药剂制度的基础上,进行了闭路试验,最终获得的精矿中萤石品位为品位97.32%,回收率为78.08%。     

乳化-絮凝作用对浮选回收金尾矿中金的强化效果试验研究

为充分利用尾矿中的金元素,采用乳化-絮凝作用强化浮选回收金尾矿中的金,分别进行乳化剂、絮凝剂、捕收剂用量条件试验。结果表明,乳化-絮凝浮选优于常规浮选,并且可以降低捕收剂用量。在最佳药剂制度条件下进行闭路试验,从含金1.26g/t的金尾矿中,获得金的回收率77.13%,精矿品位18.74g/t的良好指标,为金尾矿中有价成分综合利用提供理论参考。     

基于正交试验的某冶炼渣中银的综合回收研究

为研究不同药剂对冶炼渣中银浸出率的影响,采用正交试验方法对某冶炼渣进行了浸出试验,并通过极差分析和方差分析对试验结果进行了处理,结果表明:氢氧化钠用量为最显著的影响因素,醋酸铅用量、碳酸氢铵用量和碳酸钠用量为显著因素,氰化钠用量为不显著影响因素。银的最优浸出药剂条件为:氢氧化钠用量为1.0kg/t,碳酸氢铵用量为2.00kg/t,碳酸钠用量为12.00kg/t,醋酸铅用量为1.00kg/t,30%氰化钠用量为6.00mL/t。在此条件下,可获得银浸出率为46.77%的较好指标,并且验证试验结果与预测结果高度一致。研究对从冶炼渣中综合回收银有一定的参考意义。     

某磷尾矿浮选工艺试验研究

对P2O5含量为19.60％的云南某磷矿擦洗尾矿进行了药剂制度的条件试验研究,确定了最佳药剂制度中Na2CO3用量3.0 kg/t、水玻璃用量4.0 kg/t、分散剂C11用量为400 g/t、抑制剂HA用量为300 g/t和捕收剂LP-Y用量2.0 kg/t;采用正浮选一粗一精闭路流程选别后,得到磷精矿P2 O5品位...     

组合捕收剂浮选回收云南某铁尾矿中的磷

为了回收利用云南某钙硅质铁尾矿中的磷(P₂O₅含量18.56%),进行了浮选试验研究。试验结果表明,氧化石蜡皂+油酸钠组合捕收剂增强了捕收能力,改善了泡沫状态。闭路试验结果表明,在磨矿细度-0.074 mm占70%、pH值调整剂Na₂CO₃用量4 kg/t、抑制剂水玻璃用量2 kg/t、组合捕收剂氧化石蜡皂+油酸钠用量1.6+0.4 kg/t条件下,采用一次粗选三次精选和一次扫选、中矿顺序返回的工艺流程,得到了磷精矿P₂O₅品位为28.32%、回收率为61.46%的浮选指标。本研究对该类含磷铁尾矿中磷资源的回收利用具有一定的参考意义。      

高硫煤浮选脱硫降灰试验研究

为了探索高硫煤的脱硫降灰途径,以富县高硫煤为研究对象,对原料煤的灰分、硫分、煤中硫铁矿硫嵌布状态以及硫的可浮性进行了研究;通过浮选脱硫降灰试验,考察了球磨、超声波预处理、煤浆浓度、捕收剂类型及用量、起泡剂用量、抑制剂用量、刮泡时间等对高硫煤脱硫降灰效果的影响。试验结果表明:在浮选前对煤样进行球磨20 min、超声波预处理10 min,在矿浆浓度为50 g/L、捕收剂BET用量为200 g/t、起泡剂仲辛醇用量为100 g/t、抑制剂CaO用量为2 000 g/t、刮泡时间为2 min的条件下,浮选效果最好,从而说明对高硫煤进行适当预处理,可改善高硫煤的脱硫降灰效果。     

内蒙古某金矿尼尔森重选—低氰浸出试验研究

内蒙古某金矿含金2.83 g/t,目前采用氰化钠浸出—树脂吸附工艺提金,浸渣总氰含量高达50 mg/kg。为降低氰化物用量,使得浸渣氰化物浓度达到充填技术标准,采用尼尔森重选—重选尾矿低氰浸出工 艺对内蒙古某金矿进行提纯试验研究,重点考察重选尾矿的磨矿细度、金欣用量、氧化钙用量、液固比及浸出时间对浸出效果的影响。结果表明：①在磨矿细度为-0.043 mm占87%、分选G值为80 G、流态化水量为3 L/min、给矿浓度为50%的条件下,采用“1粗2扫”工艺流程进行尼尔森重选,金累计回收率达到55.91%,金累计品位为35.48 g/t,重选尾矿含金1.34 g/t。②对重选尾矿进行低氰浸出条件试验,确定适宜的磨矿细度 为-0.043 mm占79%,氧化钙用量为5 kg/t,金欣用量为1 200 g/t,浸出时间为36 h,液固比为1.5 mL/g,此时金浸出率为91.88%,重选—浸出工艺流程综合回收率达96.42%;在上述条件下,采用树脂吸附处理贵液, 金吸附率为86.94%,合计重选—浸出—吸附全流程的金综合回收率为91.13%,指标良好。试验最终获得的浸渣总氰浓度为0.50 mg/kg,达到尾矿充填技术标准。     

基于混料设计和响应曲面法的云南某铜尾矿选铋工艺参数优化

某铜选厂尾矿试样中铋品位为3.94%,铋主要以自然铋的形式存在,其次为黄铜矿、方铅矿中铋。针对试样性质特点,采用浮选工艺流程回收铜尾矿中的铋。为进一步优化浮选指标,首先以乙硫氮和丁基黄药用量为自变量,铋的回收率为因变量建立混料模型,确定组合捕收剂乙硫氮和丁基黄药的最优配比。在此基础上,利用中心复合设计进行响应曲面设计,以磨矿细度、硫化钠用量、碳酸钠用量、组合捕收剂用量为自变量,铋的回收率为因变量,建立4因素5水平数学模型。然后按模型设计试验进行1次粗选浮选试验,对试验结果进行方差分析,验证模型的可靠性。最后依据响应曲面法确定的最佳浮选条件进行“1粗3精2扫”浮选闭路试验。结果表明：①在磨矿细度为-0.074 mm占85%、氧化钙用量为4 kg/t、硫化钠用量为150 g/t、碳酸钠用量为900 g/t、25号黑药用量为100 g/t、组合捕收剂总用量为200 g/t的条件下,组合捕收剂乙硫氮和丁基黄药的最优配比为4∶1。②方差分析模型的P<0.05,磨矿细度和硫化钠用量对铋的回收率影响显著;响应曲面法确定的最佳粗选条件为磨矿细度-0.074 mm占86%、硫化钠用量140 g/t、碳酸钠用量750 g/t、组合捕收剂用量250 g/t,预测铋的最大回收率为83.77%,实际铋的回收率为83.85%。③根据响应曲面法确定的最佳浮选条件,采用“1粗3精2扫”的闭路浮选试验,获得精矿铋品位24.47%、铋回收率79.25%的铋精矿,铋回收率较原浮选闭路流程提高近2个百分点。研究结果表明混料设计和响应曲面法可用于优化铋浮选的工艺参数,具有较高的可信度。     

某钽铌重选尾矿中的锂云母浮选试验研究

研究了从某钽铌矿重选尾矿中回收锂云母时矿浆pH值调整剂、抑制剂、捕收剂对浮选效果的影响,结果表明,pH值调整剂Na2CO3的用量为1000g/t、抑制剂水玻璃用量为1600g/t、采取阴阳离子捕收剂联合作用(阴离子捕收剂731的用量为400g/t、阳离子捕收剂十二胺用量为90g/t)条件下,浮选效果最佳。在此基础上,确定采用"一粗二精二扫"的闭路试验流程,最终获得的锂云母的精矿(Li2O)品位为4.40%,回收率64.17%。     

基于正交试验和BP人工神经网络的浮选药剂制度优化

探索了人工神经网络在浮选药剂制度优化中的应用。研究通过浮选药剂三因素三水平正交试验采集具有一定代表性的实验数据,然后采用BP人工神经网络,建立了输入为pH值调整剂碳酸钠的用量、抑制剂硅酸钠的用量和捕收剂的用量,输出为选矿效率的BP人工神经网络模型,并通过样本检验模型的准确性。试验结果:F检验确定的药剂制度为pH值调整剂用量4 kg/t、抑制剂用量3 kg/t、捕收剂用量1 kg/t,选矿效率为19.75%,BP人工神经网络确定的药剂制度为pH值调整剂用量4 kg/t、抑制剂用量2.3 kg/t、捕收剂用0.9 kg/t,选矿效率为19.47%,两种药剂制度的选矿效率差别很小,但BP网络确定的药剂制度药剂用量更少。结果表明利用BP人工神经网络可用于浮选药剂制度的优化,可减少试验量,可通过建立模型找出更优的药剂制度,同时结合正交试验减少人工神经网络的学习样本数量,增加样本代表性,优化神经网络的学习过程。     

FeSO4取代H2SO4选别黄铁矿的研究

研究了用FeSO4取代H2SO4作调整剂从浮选铅锌的尾矿中回收黄铁矿的可能性,将FeSO4加入到浮选铅锌的尾矿中,使受抑制的黄铁矿恢复可浮性,试验表明,当FeSO4用量为15－18kg/t时,矿浆pH由12.8降到8左右,用乙黄药作捕收剂,可获得的硫精矿品位47.26%,回收率87.88%,该指标与用H2SO4的选别指标相近。     

FeS04取代H2S04选别黄铁矿的研究

研究了用FeSO4取代H2SO4作调整剂从浮选铅锌的尾矿中回收黄铁矿的可能性.将FeSO4加入到浮选铅锌的尾矿中,使受抑制的黄铁矿恢复可浮性.试验表明,当FeSO4用量为15～18 kg/t时,矿浆pH由12.8降到8左右.用乙黄药作捕收剂,可获得的硫精矿品位47.26%,回收率87.88%.该指标与用H2SO4的选别指标相近.     

磁选—浮选联合工艺从东鞍山铁矿浮选尾矿中回收铁的试验研究

东鞍山烧结厂浮选尾矿TFe品位为22.82%,FeO含量为9.87%,SiO₂的含量为51.24%,S和P含量较低,均为0.03%,属于低硫、低磷、高硅型铁尾矿。此外,该尾矿-0.038 mm粒级含量高达56.44%,同时铁矿物主要集中在该粒级中,铁分布率达到67.62%。为了实现该铁尾矿的高效回收利用,本试验采用搅拌磨磨矿—弱磁选—强磁粗选—强磁精选—反浮选流程开展了系统的试验研究。结果表明:在搅拌磨磨矿细度为?0.038 mm占95%、弱磁选磁感应强度95 kA/m、强磁粗选磁场磁感应强度796 kA/m、强磁精选磁场磁感应强度398 kA/m的条件下,可获得TFe品位为38.20%、TFe回收率为63.51%的混合磁选精矿指标;将混合磁选精矿在矿浆温度40 ℃、矿浆pH值为11.5、淀粉用量1000 g/t、CaO用量900 g/t、粗选捕收剂TD-2用量600 g/t、一次精选捕收剂TD-2用量为300 g/t、二次精选捕收剂TD-2用量为300 g/t的条件下进行反浮选,闭路试验可获得TFe品位为62.34%、TFe作业回收率为55.10%的浮选精矿。全流程TFe回收率为35.00%,综合尾矿TFe品位为17.01%。试验结果可为东鞍山浮选尾矿中的铁矿物高效选矿回收提供指导。      

钼尾矿综合回收利用试验研究

某钼尾矿中长石含量较高,为减少尾矿堆存,提高矿产资源的综合利用率,对该尾矿中长石的回收进行试验研究。通过流程对比试验,制定了"脱泥-磁选-浮选"的回收工艺流程。通过单因素条件试验确定磁选最佳场强为1.0 T、浮选最佳捕收剂用量为1800 g/t。最终获得长石和石英的混合精矿产率为34.46%,通过配矿可达到平板玻璃Ⅱ级原料标准。该回收工艺不仅解决了钼尾矿堆存问题,还可产生显著的经济效益。     

基于正交试验的某浸渣氧化铜粗选条件优化

某浸渣中氧化铜浮选回收率较低,且药剂制度复杂,为优化粗选作业药剂制度并提高铜的回收率,研究采用正交试验方法对该浸渣的粗选作业进行了试验。结果表明:影响铜回收率的显著因素为硫化钠用量和磨矿细度。捕收剂配比,六偏磷酸钠用量以及乙二胺磷酸盐用量为不显著影响因素。粗选作业的最优条件为:磨矿细度-0.074 mm 90%,乙二胺磷酸盐用量为140 g/t,硫化钠用量为4000 g/t,捕收剂总用量为998 g/t,且丁基黄药:Y-89:萘羟肟酸为1:2:0.4,2#油用量为80 g/t,六偏磷酸钠用量为400 g/t。在此条件下,粗选作业铜的回收率可达51.23%。与现场粗选作业指标相比,铜的回收率提高了7.23%。该研究对从浸渣中回收氧化铜有重要的参考价值。     

某铜冶炼高品位混合铜渣选矿工艺研究

根据铜冶炼混合渣的性质,重点考察捕收剂种类、捕收剂用量、活化剂用量、中矿再磨等因素对渣选铜的影响。结果表明:丁基黄药作捕收剂,用量分别为粗选Ⅰ120 g/t,粗选Ⅱ60 g/t,扫选Ⅰ和扫选Ⅱ均为30 g/t;添加硫化钠作活化剂,添加量在粗选Ⅱ600 g/t、扫选Ⅰ300 g/t的条件下,闭路试验铜精矿品位为33.43%,铜回收率为94.96%。生产实践表明该工艺技术经济指标良好。     

贵州织金中低品位磷矿浮选试验研究

对织金低品位磷矿加入自制捕收剂(WF-02)进行了反浮选研究,采用分段加入捕收剂的方式,考察了捕收剂用量、抑制剂用量、磨矿细度、矿浆浓度、浮选时间对P2O5品位和回收率的影响。试验结果表明:在WF-02用量为1.0kg/t矿,磷酸用量为10kg/t矿,矿浆浓度为35%,磨矿细度-0.074mm占89%,浮选时间9min的条件下,磷精矿的P2O5品位可从原矿的21.90%增加到33.19%,回收率达到89.89%,获得了较好的浮选效果。