铜铅锌硫矿提高铜回收率、精矿质量试验研究

针对某铜铅锌硫矿实际生产中存在的问题:铜浮选作业中有13.35%的铜损失在铜尾矿中;硫精矿含锌1.10%,杂质锌含量超标;锌精矿产品质量不合格(锌品位为18.38%),对铜浮选作业进行了多流程方案对比开路试验以及主要工艺条件的调整与优化,可获得铜精矿铜品位15.11%,铜回收率92.30%指标,较现场铜回收率提高了5.65%。采用抑锌浮硫工艺流程,可将现场硫精矿中锌品位由1.16%降至0.41%。对现场锌精矿采用不再磨、再磨工艺均显著提高了锌品位(锌品位最高可达48.71%),同时对该流程下浮选尾矿可作为单独的硫精矿产品进行回收。     

锌浸出渣高效浮选银试验研究

根据锌湿法冶炼渣的特点及性质,通过L₉(3^₃)正交试验研究了锌浸出渣浮选银过程中六偏磷酸钠、硅酸钠、丁铵黑药的浮选效率。通过对极差分析和方差分析得出：影响银品位显著性为六偏磷酸钠>硅酸钠>丁铵黑药,回收率显著性影响为硅酸钠>六偏磷酸钠>丁铵黑药。为进一步探索试验效果,根据银品位以及回收率最佳药剂制度验证试验,确定银最佳浮选条件为六偏磷酸铵500g/t、硅酸钠550g/t、丁铵黑药700g/t。采用一次粗选两次扫选三次精选的全闭路试验,获得产率为7.21%,品位为9212.20g/t,回收率为85.09%的银精矿。     

聚合氯化铝去除浸出液中单宁酸的影响因素及机理

湿法炼锌中采用单宁酸（TA）络合沉淀法回收金属锗,导致富集单宁酸的锌浸出液进入电解液影响锌的析出。采用聚合氯化铝（PAC）为混凝剂,考察了混凝剂投加量、溶液pH值、溶液温度、搅拌时间和搅拌强度对去除锌浸出液中单宁酸的影响。对比研究了单宁酸去除前后对阴极锌电化学特性的影响,进一步探讨了PAC混凝去除单宁酸的去除机理。结果表明,在PAC投加量100 mg/L、溶液pH值4.5、温度35 ℃、搅拌时间10 min和搅拌强度100 r/min条件时,单宁酸的去除效果最佳,去除率可达到94%,锌离子保留率在93%以上;PAC对单宁酸的去除机制是吸附电中和与架桥协同作用;单宁酸富集会增加电解液的阴极极化程度,抑制锌的析出,单宁酸经PAC混凝去除后,电解液的阴极极化程度降低,有利于锌的析出。     

赣南某红土镍矿常压酸浸液中杂质离子的除去

赣南某红土镍矿常压酸浸液中含有铁、镁、铜、铅、锌等杂质离子,且这些杂质离子与镍离子分离较困难。采用黄钠铁矾法去除铁离子,达到了99%的去除率;采用硫化钠沉淀法去除铜、铅、锌等重金属离子,达到了90%的去除率;采用氟化钠法去除镁离子,达到了90%的去除率;各作业段镍离子作业损失率分别为15%、12%、5%。     

某难选高硫铅锌矿的选矿工艺试验研究

根据某高硫难选铅锌矿石的原矿性质,进行了浮选药剂条件试验和闭路试验研究。采用石灰调浆、硫酸锌抑制锌矿物,混合捕收剂优先浮选铅,在低碱条件下,用新型活化剂X-41活化选铅尾矿,丁黄药选锌,可以实现铅、锌的高效分离,铅精矿铅品位和回收率分别达到60.32%和77.03%,锌含量为7.51%;锌精矿锌品位40.27%、回收率78.13%,铅含量2.47%。     

提高巴里选厂锌精矿质量和回收率的研究与实践

巴里选厂为了提高锌硫分离作业的选别指标,改善锌硫分离的选别条件,采用二步选锌的方法进行了小型试验、工业试验和生产应用.这一方法在生产中应用后,锌精矿质量从44.39%提高到49.25%,提高了4.86个百分点;锌的回收率从69.02%提高到83.16%,提高了14.14个百分点,并有效地降低了锌精矿中的杂质含量,创造了十分可观的经济效益.     

改性硅藻土-沉淀法对废水中磷的去除效能

采用改性硅藻土处理含氮磷的模拟废水,考察了未投加镁源和投加镁源两种条件,相同pH值下碱改性硅藻土投加量对磷去除效果的影响。结果表明:废水初始pH值为9,未投加镁源条件下,改性硅藻土体系对废水中PO43--P的去除效果与投加量呈正相关,但对废水中PO43--P的去除率均在22%以下;投加镁源条件下,改性硅藻土体系对废水中PO43--P的去除率与改性硅藻土投加量呈正相关,其对废水中PO43--P去除率在83.72%~96.48%。投加镁源条件下,改性硅藻土体系对废水中PO43--P的去除作用有沉淀作用和吸附作用,以沉淀作用为主;硅藻土诱导废水中PO43--P沉淀去除中,废水中的PO43--P主要以Mg3(PO4)2沉淀形式去除,XRD图谱未见鸟粪石特征峰出现。     

钢渣去除废水中锌的研究

通过测定反应后过滤液的pH值、溶液中Zn2+的残余浓度,采用一次一因素法分别研究了钢渣用量、溶液初始浓度、溶液pH值、作用时间、振荡转速、反应温度对废水中锌的去除率的影响。结果表明,选用-5 mm粒度的钢渣,试验条件为钢渣用量4 g/100 mL,振荡转速150 r/min,温度30℃,作用时间60 min时,对浓度500 mg/L以下、pH=4～14的含锌废水中的锌具有良好的去除效果,去除率达99%。     

桑树湾煤矿酸性废水去除金属离子研究

为了有效去除废水中的金属离子,针对桑树湾煤矿酸性废水中金属离子超标的问题,使用中和—沉淀—絮凝法进行去除,在其他条件一定的情况下,通过正交试验着重研究了预氧化时间、pH值调整剂用量、沉淀剂用量对Fe、Mn去除率的影响,确定该工艺的最佳工艺参数及影响Fe、Mn去除率的主要因素.试验结果表明:预氧化时间对酸性废水中Fe去除...     

臭氧氧化法处理凡口铅锌矿选矿废水的试验研究

研究了臭氧氧化工艺在不同氧化时间、pH值条件下对4种常见硫化矿浮选药剂丁黄药、乙硫氮、腐殖酸钠和二号油的去除率的影响.试验结果表明,当氧化时间为15 min时,臭氧对水中的丁黄药、乙硫氮、腐殖酸钠和二号油均能有效去除,去除率从高到低为乙硫氮＞丁黄药＞二号油＞腐殖酸钠,当氧化时间为6min时,臭氧去除水中黄药受pH值的影响最小,在各种pH值条件下丁黄药的去除率均接近100％,其它3种药剂在pH =8～10范围内均能获得较高的去除率.在此基础上采用臭氧氧化工艺,开展了对凡口铅锌矿选矿废水去除废水的COD试验研究,试验结果表明,臭氧法能有效去除废水中的COD.废水回用试验结果表明,凡口铅锌矿选矿废水经臭氧氧化处理后回用不会影响铅、锌浮选指标.     

内蒙古某高硫高砷难处理铜铅锌矿石选矿工艺试验研究

内蒙古某铜铅锌硫化矿石中铜、铅、锌含量分别为0.26%、0.72%、4.60%，硫、砷含量分别为13.14%、2.49%，属于高硫高砷难处理硫化矿石。为实现矿石中铜、铅、锌、硫的有效回收，避免传统高碱法带 来的一系列问题，开展了铜铅混浮、磁选脱硫、锌浮选条件试验研究。在此基础上，经“铜铅混浮（粗精矿再磨精选）—铜铅混合尾矿磁选脱硫—锌浮选”全流程闭路试验，最终可获得铜、铅、银品位分别为9.27%、 40.53%、4 397.76 g/t，铜、铅、银回收率分别为59.22%、88.93%、74.05%的铜铅混合精矿，及锌品位45.94%、锌回收率93.10%的锌精矿，选别指标良好，实现了铜、铅、锌及伴生银的有效回收，降低了精矿中有害 杂质砷的含量。     

某难选铜锌硫化矿选矿试验研究Ⅱ

某难选铜锌硫化矿含锌4.88%,含铜0.36%,含硫24.16%,该矿石锌矿物为铁闪锌矿,磁黄铁矿含量高,铁闪锌矿难浮且与磁黄铁矿可浮性相近,分离难度较大。通过四种选矿流程方案的对比试验,采用磁选脱磁黄铁矿-锌浮选流程,获得了含锌42.31%,含铜0.096%,锌回收率85.52%的锌精矿,浮选指标和经济性均较好,在此基础上,增加锌精矿磁选-磁选粗精矿再磨再选流程,可获得高品位锌精矿,锌品位48.04%、锌回收率83.38%,实现锌矿物更有效的回收。     

内蒙古某低品位难选铅锌矿石选矿工艺研究

内蒙古某铅锌矿石由于铅锌品位低、锌主要以铁闪锌矿形式存在、铅锌矿物嵌布粒度细且与其他矿物共生密切、含有较多与铁闪锌矿可选性相近的磁黄铁矿而难选。根据矿石性质,采用优先浮铅-铅尾矿弱磁选分离磁黄铁矿-弱磁选尾矿浮锌-锌尾矿浮黄铁矿工艺流程处理该矿石,闭路试验获得了铅品位为42.27%、铅回收率为71.46%的铅精矿,锌品位为44.11%、锌回收率为70.93%的锌精矿及硫品位为34.89%、硫回收率为85.66%的综合硫精矿,从而为该矿石的合理开发利用提供了依据。     

铜铅混合精矿浮选分离铜铅试验研究

铜铅锌多金属硫化矿通常先采用混合浮选得到铜铅混合精矿，再将混合精矿进行浮选分离铜和铅，而铜铅分离是该工艺的关键。针对云南某铜铅锌多金属矿铜铅混合浮选获得的混合精矿，进行了铜铅浮选 分离试验研究，考察了脱药预处理及浮选主要因素对铜铅分离的影响。结果表明：铜铅混合精矿使用活性炭脱药可取得较好的试验效果，合适的用量为200 g/t，脱药搅拌时间为10 min。使用组合抑制剂进行抑铅浮铜 ，合适的用量为800 g/t，搅拌时间为10 min，之后依次添加石灰400 g/t、硫酸锌400 g/t、亚硫酸钠300 g/t、丁基黄药+丁铵黑药（5+5）g/t、2号油10 g/t。在优化的试验条件下，最终可分别获得铜品位为24.15% 、铜回收率为80.57%的铜精矿及铅品位为31.63%、铅回收率为65.35%的铅精矿，铜铅分离效果较好，可为该矿石的高效利用提供重要的理论指导和技术支撑。     

某高硫铅锌矿石选矿试验

某高硫铅锌矿石中磁黄铁矿和黄铁矿含量大、铅锌嵌布关系复杂、嵌布粒度细等,以新药剂BK-509和BK-512抑制硫化铁矿物,采用磁选-铅锌依次优先浮选工艺进行了铅、锌、硫分离试验。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占90%的情况下,经1粗1精弱磁选、2粗2扫浮选选铅、铅粗精矿再磨至-0.043 mm占85%情况下4次精选、铅扫选尾矿1粗2扫选锌、锌粗精矿再磨至-0.043 mm占90%情况下4次精选,获得了铅品位为56.71%、回收率为76.85%的铅精矿,锌品位为45.98%、回收率为75.57%的锌精矿。试验的铅、锌精矿指标理想,可作为铅锌回收工艺流程设计的依据。     

东鞍山铁矿强化细粒铁矿物回收新技术研究

针对东鞍山烧结厂强磁选作业尾矿铁品位偏高,现有的强磁设备不能有效回收细粒铁矿物的问题,在强磁给矿样品工艺矿物学研究基础上,基于聚团分选理论,通过聚团强磁选试验详细考察了分散剂及淀 粉用量、强磁分选参数等因素对微细粒铁矿强磁分选效果的影响,通过混磁精矿反浮选试验考察了选择性聚团预处理对反浮选分选指标的影响。聚团强磁选试验结果表明：在水玻璃用量为500 g/t、DLA用量为250 g/t ,搅拌转速为900 r/min、搅拌时间为5 min、矿浆pH值为10.0、冲次为170次/min、矿浆流速为120 mL/s、磁选背景磁感应强度为1.0 T的条件下,可获得铁品位为47.65%、铁回收率为71.54%的磁选指标,与不添加药 剂调浆相比,磁选作业铁回收率提高了4.58个百分点,选矿效率提高了2.42个百分点。混磁精矿反浮选试验结果表明：与常规高梯度强磁选—反浮选工艺相比,采用选择性聚团—高梯度强磁选—反浮选工艺最终获得 的精矿品位变化不大,而混磁精矿铁回收率提高了2.05个百分点,最终浮选精矿铁回收率提高了4.37个百分点。     

线圈磁系在磁浮选分选腔内的磁场特性分析

为了研究通电线圈磁系在磁浮选柱内部的磁场特性和分选性能, 建立了仿真模型, 运用ANSYS有限元软件研究了组合线圈在磁浮选柱内的磁场特性。施加激磁电流时, 线圈磁系在分选腔内产生了倒立的陀螺型磁场氛围。通过高斯计和磁场梯度仪对磁浮选柱分选腔内的轴向磁场强度和梯度进行了测量, 测量结果与仿真结果一致。对不同粒径磁性矿物和连生体进行了受力分析, 发现磁场力对矿粒动力学影响较大。人工混合矿试验结果表明, 与不施加外加磁场相比, 在精矿品位相近的条件下, 磁浮选回收率增加了10%。     

减少调军台选矿厂反浮选入选量的试验研究

调军台选矿厂采用弱磁-强磁-阴离子反浮选上艺流程，所有磁选粘矿都经反浮选处理后获得最终合格精矿，因反浮选药剂费用高、能耗大而使精矿成本较高。为此，进行了减少反浮选入选量的试验研究。试验在试样性质研究的基础上，将弱磁精矿按0．076mm筛分分级，对筛下部分用复合磁场精选机精选，结果表明：在不同上升水流速度、脉动电流和通电机制条件下都可得到品位超过68％的合格精矿，作业回收率达85％以上。用磁选法从弱磁精矿中提取部分合格精矿后，可减少反浮选作业约35％的处理量，从而降低精矿生产成本。     

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。     

某低品位含铁铝土矿选矿试验研究

在工艺矿物学的基础上,对河南某低品位含铁铝土矿进行了选矿试验研究,采用优先磁选选铁,磁选尾矿经过分级后进行浮选选铝。经过一次粗选、一次精选和一次扫选得到铝精矿。在粗选段进行了不同的条件试验,并从中选取了最优条件。在最佳条件试验的基础上进行了闭路试验,获得铁精矿TFe含量60. 48%,铝精矿Al_2O_3含量65. 46%、A/S为6. 32的良好指标。