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。     

转炉渣阶段磨矿阶段选别铜指标优化试验研究

针对某公司转炉渣难选的特点,在考察及分析选矿厂原有工艺的基础上,开展现有流程的阶段磨矿阶段选别试验研究,确定了最佳的磨矿细度及药剂制度:一段磨矿细度为-0.074 mm占70％,捕收剂L-35用量为90 g/t,起泡剂2号油用量为65 g/t;二段磨矿细度为-0.045 mm占90％,捕收剂L-35用量为45 g/t,...     

黑龙江某铜矿浮选可选性试验

以黑龙江某低品位氧化铜矿为研究对象,经过矿石性质分析,进行了浮选条件试验,在浮选浓度为30%,磨矿细度为-0.074 mm 68.72%,捕收剂用量为80 g/t,硫化钠用量为150 g/t,石灰用量为2 000 g/t,起泡剂用量为80 g/t的条件下,通过1段粗选、2段精选、2段扫选,获得了铜品位为13.70%,铜回收率为88.95%的铜精矿。     

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。     

云南某氧化铅矿铅、银的浮选回收试验

云南某氧化铅矿铅品位4.70%,可伴随回收银。为合理开发利用该矿石,采用硫化-黄药+GXB联合法进行浮选试验。结果表明,在磨矿细度-0.074 mm、捕收剂GXB和丁基黄药用量分别为375,125 g/t,硫化钠用量8 kg/t的条件下,原矿经1粗4扫流程选别,可获得铅、银品位分别为11.96%、1 236.95 g/t,回收率分别为85.86%、92.28%的综合精矿,可供选矿工艺流程的确定参考。     

浮选回收某缓冷铜冶炼渣中的铜

某闪速炉缓冷铜渣含铜1.01%,主要有用矿物为斑铜矿、辉铜矿和黄铜矿,主要脉石矿物为辉石、玻璃质和磁铁矿等。为了实现其中铜的高效回收,在工艺矿物学研究的基础上,对其进行了浮选选铜试验。结果表明,在磨矿细度为-0.045 mm占90%的情况下,采用2次粗选（一次粗选直接获得高品位铜精矿）、3次精选、2次扫选流程,其中一段硫化铜粗选的捕收剂BK-908用量为20 g/t、起泡剂2#油用量为20 g/t,二段硫化粗选的捕收剂EP用量为40 g/t、矿浆pH调整剂石灰用量为500 g/t、硫化剂硫化钠用量为250 g/t、起泡剂2#油用量为30 g/t,最终获得了铜品位为17.77%、铜回收率为89.38%的铜精矿。     

兰坪某铅锌矿中铅的工艺矿物学与浮选试验研究

矿样取自兰坪某铅锌矿,原矿含铅2.84%,氧化率为91.7%,属难选氧化矿。通过对原矿进行工艺矿物学的研究,探明矿物的嵌布状态及伴生关系。结合工艺矿物学研究,制定探索试验的工艺流程及药剂制度。最终确定磨矿细度为-0.074 mm占94.6%;硫化铅组合捕收剂乙基黄药+丁基铵黑药为60+50 g/t;氧化铅采用硫化后浮选,硫化钠用量为2 kg/t。根据条件试验确定闭路试验的药剂制度,得到最终的选矿指标为:铅精矿品位为23.41%,银的品位为805.76 g/t。     

从莱山金矿浮选回收金的研究

采用常规的硫化浮选工艺,从含金的氧化矿中回收金.研究了磨矿细度、硫化钠、碳酸钠、丁基黄药及丁基铵黑药用量对回收金的影响.结果表明,过量的硫化钠对金有抑制作用,采用丁基黄药和丁基铵黑药混合捕收剂能提高金的回收率.在磨矿细度为89.52%-0.074 mm、原矿金品位为5.56 g/t的条件下,经一粗二精二扫选别.可获得金精矿品位为105.9 g/t,金回收率为85.27%的选别指标.     

某铜银矿浮选试验研究

某铜银矿矿石中有用组分铜含量低,伴生贵金属银含量较高,矿石成分较复杂,金属分布不均匀,含泥较高,氧化铜嵌布粒度较细,属难选氧化铜矿。试验研究了不同磨矿细度、药剂用量和工艺流程条件下的分选效果,结果表明:硫化矿、氧化矿混合浮选铜银矿药剂简单而且指标良好;当原矿磨矿细度达到-0.075mm占90.77%时,相对入选原矿量,在调整剂水玻璃用量500g/t、石灰用量500g/t、硫化剂硫化钠用量300g/t、捕收剂Y89黄药用量100g/t、戊基黄药用量100g/t、丁铵黑药用量80g/t、Z-200用量20g/t的条件下,采用"硫氧混浮一粗三扫三精"浮选流程,闭路试验得到的铜精矿品位为26.89%,铜回收率为89.39%;银精矿品位为2 320.30g/t,银回收率为88.35%。     

某高碳铅锌银多金属硫化矿浮选试验研究

针对高碳铅锌银多金属硫化矿难选的问题,对某高碳硫化矿进行了试验研究。该矿中铅品位3.72%,锌品位8.34%,银品位34.13 g/t。通过流程探索,确定了预先脱碳—铅锌优先浮选工艺流程。在此基础上进行了条件试验研究,确定适宜磨矿细度为-0.074 mm占90%。确定最佳药剂制度为:铅浮选Zn SO4+Na2SO3用量为2000 g/t,捕收剂乙硫氮用量为80 g/t,锌浮选硫酸铜用量为800 g/t,丁基黄药用量为100 g/t。经闭路流程试验,得到最终指标为:铅精矿品位52.14%,回收率为88.54%,伴生银的品位为368.50 g/t,回收率68.04%,锌精矿品位60.23%,回收率为90.16%。     

西藏某含银氧化铅矿石选矿工艺研究

西藏某含银氧化铅矿石含铅5.01%,含银53.11 g/t,铅的氧化率为41.72%。为开发利用该矿石,进行了系统的选矿工艺研究。结果表明:在磨矿细度为-0.075 mm占60%时,以水玻璃为分散剂、抑制剂,Na_2S为硫化剂,丁黄药为捕收剂,2~#油为起泡剂,经1粗3精2扫闭路浮选,获得的铅精矿产率为7.35%,含铅62.87%,铅回收率为92.23%,铅精矿含银658.14 g/t,银回收率达到89.66%。硫化铅与氧化铅混合硫化浮选提高了铅矿物整体的可浮性,实现了铅与银在较粗磨矿细度条件下的浮选回收,能够降低磨矿成本,而且可以满足现场尾矿回填对粒度的要求。     

云南某含金银低品位硫化铅锌矿浮选试验

云南某含金银硫化铅锌矿石铅品位为0.77%，锌品位为2.13%，并且伴生大量金、银等贵金属，金、银的嵌布粒度微细。为给该矿石开发利用提供依据，采用优先浮选硫化铅，选铅尾矿再选锌的优先浮选流程进行试验。结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm占81.33%，以碳酸钠为pH调整剂，以硫酸锌+焦亚硫酸钠为抑制剂，以乙硫氮+3418A为捕收剂，经过2粗3精1扫选铅，选铅尾矿以硫酸铜+氯化铵为活化剂，以丁基黄药为捕收剂，经1粗2精1扫流程选锌，获得了铅精矿铅品位50.36%、金品位28.79 g/t、银品位965.47 g/t、铅回收率82.41%、金回收率77.18%、银回收率78.69%，锌精矿锌品位41.21%、锌回收率87.45%的指标，实现了矿石中有用金属的高效回收。     

广东大尖山某铅锌多金属矿石选矿试验

广东大尖山某铅锌多金属矿石铅品位为2.10%、锌品位为3.805%、银含量为35.85 g/t。矿石铅、锌均主要是以硫化矿的形式存在，硫化铅和硫化锌分别占总铅和总锌的95.71%和95.84%。为给该矿石开发利用提供依据，进行了选矿工艺试验。结果表明：矿石磨细至-74 μm占80%，以CaO为矿浆pH调整剂、硫酸锌为抑制剂、丁胺黑药+丁黄药为捕收剂，经1粗3精4扫铅浮选，铅浮选尾矿以CaO为矿浆pH调整剂、CuSO₄为活化剂、丁黄药为捕收剂，经1粗3精4扫锌浮选，获得了铅精矿铅品位60.29%、铅回收率92.02%、含银826.13 g/t、银回收率72.75%、含锌3.64%，锌精矿锌品位48.32%、锌回收率92.30%、含铅0.95%的指标。     

某铜铅锌多金属硫化矿浮选试验研究

云南某铜铅锌多金属硫化矿铜品位0.45%、铅品位3.18%、锌品位4.21%,含银30.10 g/t,有用矿物以黄铜矿、闪锌矿、方铅矿等为主。黄铜矿与闪锌矿相互交代连生或混染包裹,铜、锌矿物粒度粗细不均。85.11%的铜以原生硫化铜的形式存在,铅、锌也均主要赋存于硫化矿中。浮选试验结果表明,在磨矿细度-0.074 mm 80%的条件下,以CaO+Na2S+Na₂SO₃+ZnSO₄作调整剂、异丙基黄药作捕收剂、730A作起泡剂,1粗3精2扫铜铅混合闭路浮选可获得产率650%,铜品位5,20%、铅品位43.64%,铜回收率75.11% 、铅回收率93.00%的铜铅混合精矿;铜铅混合尾矿以CuSO₄作活化剂、丁基黄药作捕收剂经1粗2精2扫闭路流程选锌可获得产率7.60%、品位46.94%、回收率85.76%的锌精矿;铜铅混合精矿经1粗1精分离浮选可获得品位42.23%、回收率8638%的铅精矿和品位27.65%、回收率61.88%的铜精矿;铜、铅、锌精矿指标均达到相应的产品质量标准,并综合回收了银。试验结果可为该矿石的开发利用提供技术参考。     

湖南某钼铋多金属矿选矿试验研究

湖南某多金属矿含钼0.07%,含铋0.17%。矿石中钼主要以硫化钼形式存在,铋主要以硫化铋形式存在,其次为自然铋,硫化钼占总钼的95.04%,硫化铋占总铋的68.42%,自然铋占总铋的21.64%。为确定矿石钼铋合理回收工艺,进行了选矿试验。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占90%条件下,以水玻璃为抑制剂、BK205为捕收剂经1粗3精2扫钼铋等可浮选,钼铋混合精矿以硫化钠为抑制剂、水玻璃为分散剂、煤油为捕收剂经1粗4精2扫钼铋分离浮选,选钼粗精矿以硫酸为pH调整剂、水玻璃为分散剂、SN-9为捕收剂经1粗2精2扫脱硅浮选,获得了钼精矿钼品位48.22%、回收率81.07%,脱硅铋精矿铋品位52.12%、铋回收率58.37%,铋中矿铋品位2.62%、回收率3.23%的良好浮选指标。     

内蒙古某深部高硫铅锌矿石浮选工艺试验研究

内蒙古某铅锌矿随着开采深度的加深,黄铁矿含量升高,含硫接近30%。为此,在对新采出原矿进行工艺矿物学研究的基础上开展了选矿试验,为该选厂合理选矿工艺流程确定提供依据。结果显示：矿石主要有价元素为铅、锌、硫,铅品位为7.56%,锌品位为23.35%,铅、锌均主要以硫化矿形式存在,方铅矿、闪锌矿、黄铁矿嵌布粒度均为粗粒嵌布。在磨矿细度为-0.074 mm占70%条件下,以ZnSO₄为抑制剂、乙基黄药为捕收剂、730A为起泡剂经1粗2扫流程等可浮铅锌硫,等可浮尾矿以CuSO₄为活化剂、丁基黄药为捕收剂、730A为起泡剂经1粗1精1扫选锌,获得锌精矿1,等可浮精矿在再磨细度为-0.043 mm占80%条件下以石灰为抑制剂、乙硫氮为捕收剂经1粗3精1扫选铅,获得铅精矿,选铅尾矿CuSO₄为活化剂、丁基黄药为捕收剂、730A为起泡剂经1粗1精1扫锌硫分离浮选,获得锌精矿2和硫精矿,锌精矿1和锌精矿2合并为锌精矿,最终获得了铅品位为59.26%、回收率为88.73%的铅精矿,锌品位为52.21%、回收率为94.95%的锌精矿,硫品位为48.71%、回收率为48.93%的硫精矿。试验结果可以为该深部矿体高硫铅锌矿石开发利用提供依据。     

云南迪庆氧硫混合铜矿选矿试验研究

我国氧硫混合铜矿资源丰富,对这类铜矿进行高效选矿富集具有重要意义。云南迪庆地区有大量氧硫混合铜矿,铜品位0.67%,氧化率17.37%,含铜矿物主要为黄铜矿、斑铜矿和孔雀石。采用硫化—黄药浮选法对该矿石进行选矿,分析了活化剂和捕收剂的作用机理。研究了磨矿细度、药剂制度及粗精矿再磨等对浮选指标的影响。结果表明,以石灰为抑制剂,硫化钠为氧化铜的活化剂,丁基黄药和羟肟酸为组合捕收剂,当粗磨细度-0.074mm占85.00%、粗精矿再磨细度-0.038mm占85%时,采用一次粗选、两次扫选、两次精选的浮选闭路流程,可获得铜品位18.26%、铜回收率83.93%的铜精矿。研究结果可为混合铜矿的选矿富集提供参考。     

广西某含银难选铅锌矿石选矿试验

广西某含银铅锌矿石铅氧化程度很高,各矿物共生关系密切,嵌布粒度较细,泥化较严重,属极难选氧化铅锌矿石。为确定该矿石的开发利用方案,对该矿石进行了选矿试验研究。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占92%的情况下,采用1粗1扫2精选硫化铅、1粗1扫2精选锌、1粗2扫3精选氧化铅、中矿顺序返回流程,最终可获得铅品位为42.21%、含银1 682.67 g/t、铅回收率为41.40%、银回收率为37.28%的硫化铅精矿,锌品位为48.86%、含银242.00 g/t、锌回收率为78.56%、银回收率为21.69%的锌精矿,以及铅品位为48.27%、含银2 336.28 g/t、铅回收率为34.80%、银回收率为38.06%的氧化铅精矿,铅总精矿铅品位为44.77%、铅回收率为76.20%、银品位为1 959.83 g/t、银回收率为75.34%。试验指标较理想,可作为该矿石开发利用依据。