新型混合复配药剂在铁闪锌矿浮选中的应用

针对原矿性质变化和现有浮选药剂制度难以适应正常生产,致使云南某铁闪锌矿选厂选矿指标不理想的情况,对浮选用药制度进行了优化。在既定的选矿工艺流程和生产环境下,对一种新型混合药剂质量配比进行了生产应用试验。试验结果表明:当混合药剂质量配比为Na2CO3∶X1∶X2∶乙硫氮=14∶14∶5∶3时,取得了锌精矿品位为45.12%、锌回收率为76.16%的选矿指标。在实际生产中应用该新型混合药剂配比进行生产验证,6个月锌精矿品位平均值为45.07%,回收率平均值为76.12%,取得了较好的生产指标。     

新型捕收剂在浮选中的试验研究

针对鞍千矿业原矿的特点和性质,采用一种新型KS-Ⅵ捕收剂和改性淀粉抑制剂对鞍千矿业铁矿石进行反浮选试验,与原氢氧化钠-淀粉-氧化钙-RA-715四种组合药剂相比,在精矿品位相近的情况下,尾矿降低3.50%以上、浮选作业回收率提高3.27%左右。新药剂不仅能提高选矿指标,而且可简化药剂制度,为鞍千难选铁矿石提铁降硅提出了一条新的途径。     

冬瓜山铜矿50t/d规模选矿半工业试验研究

冬瓜山铜矿即将投产,为确定设计选矿工艺流程对矿石的适应性并指导选矿生产,在铜陵有色设计研究院进行了50t/d规模半工业验证试验,其试验指标为铜精矿品位16.96%、回收率83.61%,硫精矿1品位34.46%、回收率56.98%。为提高选矿指标,同时进行了药剂优化和局部流程优化半工业试验研究。局部流程优化试验铜精矿品位为20.25%、回收率84.96%,较验证试验铜指标分别提高3.29%、1.35%,并有利于稳定指标和生产操作。     

提高湖南某高钙型白钨矿选矿指标的试验研究

湖南某低品位钨矿石,WO3含量为0.33%,Ca CO3含量为6.06%,Ca F2含量为24.35%。由于含钙脉石矿物与白钨矿的可浮性相近,导致白钨常温粗选作业钨粗精矿品位较低,生产操作稳定性差,选矿指标波动大。通过实验室小型试验和生产工业试验,对原有选矿工艺流程和药剂制度进行了优化,确定了适宜该矿石的最佳浮选工艺参数条件。通过工艺流程改造后,工业试验中的钨粗精矿品位由1.87%提高到5.88%,作业回收率由67%提高到75%的良好选矿指标,经济效益显著。     

MLA技术在某铜钼矿选矿工艺研究中的应用

MLA是目前世界上最先进的工艺矿物学参数自动定量分析测试系统之一。目前国内MLA技术主要用于指导选矿工艺研究,以要进行选矿加工的矿石为研究对象,为选矿流程提供矿物组成、含量、目标矿物嵌布粒度、磨矿产品解离度、伴生元素赋存状态等信息,指导确定选矿工艺,提高选矿试验研究效率。本研究采用MLA技术指导某铜钼矿选矿工艺研究。根据MLA工艺矿物学研究结果确定选矿工艺和药剂制度,通过条件试验确定详细的工艺参数和各药剂用量,最终在原矿铜品位0.63%、钼品位0.022%的条件下,得到铜品位24.82%,铜回收率91.90%,钼品位35.15%,钼回收率57.56%的选别指标。与现场生产指标相比,铜回收率接近,钼回收率提高12%。     

某大型铜钼矿铜钼可浮性研究

对某大型铜钼矿矿石进行了选矿试验研究,在浮选过程中充分考虑了当今矿山生产的可行性,采用常规浮选药剂制度,混合浮选铜钼金属,获得了较好的金属品位和回收率,铜、钼品位达到14.03%和0.823%,铜回收率为94.85%,钼回收率为84.38%。在试验过程中还组合了不同种捕收剂,亦取得了很好的试验结果。     

东鞍山难选铁矿捕收剂的合成及工业应用

基于东鞍山入选铁矿石铁品位降低和组成变化,KS-Ⅰ捕收剂面临很大的挑战,难以满足炼铁工业的要求。设计和合成了一种KS-Ⅲ捕收剂,并应用于东鞍山烧结厂的浮选试验。与KS-Ⅰ浮选药剂相比,1号矿样铁精矿品位提高0.43个百分点、尾矿铁品位降低0.56个百分点以上、捕收剂的单位耗量减少6.89个百分点,铁的回收率提高0.31个百分点。     

某低品位铜矿选矿工艺条件优化研究

某铜矿因原矿品位变低,选矿指标下降。为优化选矿工艺条件,对原矿性质、选别流程对比、磨矿细度、药剂制度等进行了试验研究。试验结果表明,优化磨矿细度和药剂制度,采用粗磨抛尾混合浮选工艺,可获得较好的主、伴生金属选矿指标:铜精矿品位25.4%,回收率89.95%;钼精矿品位46.87%,回收率76.15%;铜精矿含金4.14g/t,回收率76.59%;铜精矿含银43.0g/t,回收率72.39%。因此,粗磨抛尾混合浮选是某低品位铜矿适宜的选矿工艺流程。     

某铜冶炼炉渣选矿试验研究与实践

针对某铜冶炼炉渣经选矿后的铜尾矿品位较高的问题, 开展了炉渣选矿试验研究。根据研究结果, 对现场的工艺流程和药剂制度进行优化, 获得了较好的生产技术指标。当炉渣含Cu 2.90%时, 获得的铜精矿含Cu 26.20%, Cu回收率为92.26%, 铜尾矿铜品位为0.25%, 降低了铜在尾矿中的损失。     

用新型药剂提高云南某铜铁矿石浮铜指标

云南大红山某铜铁矿选矿厂以丁基黄药为捕收剂、730A+2#油为起泡剂浮选铜,不仅药剂用量较大,生产过程不稳定,而且生产指标不理想。试验对新型、高效药剂的浮选效果进行了研究。结果表明：采用现场磨矿细度、浮选浓度及工艺流程,以DF-64+DF-8（质量配合比为1∶2）为捕收剂、DF-K90为起泡剂,获得了铜品位为23.42%,铜回收率为95.39%铜精矿,不仅提高了铜精矿品位2.42个百分点左右、铜回收率2.39个百分点左右,而且稳定了生产过程,降低了药剂用量和药剂成本,经济和社会效益显著。     

阳离子-阴离子组合捕收剂浮选分离白钨矿和方解石

通过纯矿物浮选试验、红外光谱分析、表面张力测定以及动电位测试研究了阳离子捕收剂十二胺(DDA)和阴离子捕收剂油酸钠(NaOL)及其组合捕收剂在白钨矿和方解石浮选分离中的作用及机理。结果表明,当pH值为7左右,DDA和NaOL组合捕收剂总用量为1.5×10^-4 mol/L、组合比为9∶1时,白钨矿回收率达到95%,比单独使用DDA、NaOL以及DDA和NaOL组合比为1∶9时明显提高;在该比例下预先加入2.0×10^-3 mol/L的酸化水玻璃,白钨矿回收率仍然达到90%,而方解石回收率由80%下降到了40%,这可以实现白钨矿和方解石的浮选分离。     

混合捕收剂浮选难选钛铁尾矿

研究了油酸钠、硬脂酸钠和现场混合药剂FH三种捕收剂单独及混合作用于钛铁矿纯矿物、人工混合矿的浮选行为。探究了混合捕收剂对六安钛铁尾矿浮选行为的影响。结果表明 油酸钠与硬脂酸钠混合以及油酸钠与FH混合后浮选效果增强, 产生正协同作用, 药剂的最佳混合比例分别为7∶3和5∶5。当钛铁矿矿浆浓度为40%, FH油酸钠混合药剂用量为750 g/t, 硫酸用量为1 250 g/t 时, 钛铁矿回收率和品位分别为67.14%和32.60%, 相比单独使用两种捕收剂, 回收率分别提高了16.89%和8.97%, 品位分别提高了11.95%和6.02%。     

从原次生细泥中回收黑白钨矿的选矿工艺研究

对含WO₃0.21%~0.36%,-0.043 mm粒级含量77.47%的原次生钨细泥进行了浮选-重选、重选预富集-浮选-重选、重选预富集-浮选-磁选-重选的选矿工艺流程研究,结果表明,3种流程均可获得含WO₃46.74%~55.38%的白钨浮选精矿和含WO₃36.62%~38.76%的黑钨精矿,回收率分别为29.82%~47.14%、19.24%~32.51%。采用重选预富集-浮选-重选联合流程更适合于处理该钨细泥。     

阴阳离子组合捕收剂在锂云母浮选气液界面的协同作用机理

以某含Li₂O 1.09%的锂云母矿石为研究对象，将三种阴离子捕收剂油酸钠(NaOl)、十二烷基磺酸钠(SDS)和环烷酸钠(NA)分别与阳离子捕收剂十二胺(DDA)进行复配，借助浮选试验、表面张力、泡沫物化性质测试及协同作用参数计算等手段，从气-液界面研究了阴/阳离子组合捕收剂在锂云母浮选中的协同作用机理。浮选结果表明，三种阴/阳离子组合捕收剂对锂云母的浮选效果均优于单一捕收剂，且当DDA与SDS摩尔比为1∶1时达到最佳浮选效果，精矿中Li2O品位和回收率分别为2.24%和61.88%。而此时浮选泡沫的稳定性达到最低，有利于锂云母的浮选，其浮选泡沫层的高度、半衰期和含水量分别为33 mm,86 s和48.72%。结合表面张力和协同作用参数计算结果可知，在阴/阳离子组合捕收剂体系中，由于正、负电荷相互吸引，致使阴离子捕收剂插入到DDA之间的空隙中，两种捕收剂通过静电力和碳链间的疏水缔合作用相互交织。而由于磺酸基较强的电负性，其降低DDA之间静电斥力的能力更强。相比DDA/NaOl和DDA/NA,DDA/SDS在气-液界面的饱和吸附值增加，捕收剂分子所占的平均最小面积...     

赤铁矿中石英的可浮性机理研究

采用地沟油制得的油酸钠、环烷酸钠为捕收剂来实现赤铁矿常温反浮选。测定了油酸钠和环烷酸钠混合溶液的表面张力及在其吸附前后石英表面接触角的变化情况。结果表明, 当油酸钠与环烷酸钠的质量比为2∶3时, 接触角最大; 以油酸钠、环烷酸钠和Tween-80的混合物为捕收剂, 在21～24 ℃下, 对给矿品位为48.24%的赤铁矿进行一粗一精三扫闭路反浮选, 可获得品位为68.30%、回收率为90.20%的赤铁矿精矿。     

湖南某辉锑矿石无铅活化浮选试验

针对传统选锑活化剂硝酸铅所存在的诸多问题,对锑品位为3.18%、硫化锑占总锑的95.60%的湖南某锑矿石进行了无铅活化浮选试验。结果显示,矿石在磨矿细度为-74μm占89.30%的情况下,以硫酸铜+硫酸铁+硫酸亚铁(质量配合比为1∶1∶1)为活化剂,以丁基黄药+MA-1(质量配合比为2∶3)为捕收剂,采用1粗3精2扫、中矿顺序返回流程处理,获得了锑品位为46.15%、回收率为95.04%的锑精矿,表明硫酸铜+硫酸铁+硫酸亚铁是辉锑矿浮选的良好无铅活化剂。     

一种新型增效剂协同下铝土矿的油酸浮选

针对脂肪酸类捕收剂用于铝土矿正浮选脱硅所存在的捕收剂效率低、用量大问题,配制了一种新型的脂肪酸类捕收剂的增效剂DT。用该增效剂协同油酸对河南某低铝硅比一水硬铝石型铝土矿进行脱硅粗选条件试验,结果表明：DT与油酸的合适配比为2∶8。在此配比下,500 g/t DT+油酸所获粗精矿的氧化铝回收率比500 g/t单一油酸所获粗精矿的氧化铝回收率高出8.90个百分点,而单一油酸要取得与配比为2∶8的DT+油酸相近的粗选氧化铝回收率,用量需达到800 g/t。在粗选条件试验和开路流程试验基础上进行闭路流程试验,结果表明：以碳酸钠为pH调整剂、配比为2∶8的DT+油酸为捕收剂,在-74 μm占93%磨矿细度下,经1次粗选、2次精选,可将矿石的铝硅比从3.27提高到8.13,氧化铝回收率达到76.67%,而DT+油酸的全流程总用量仅800 g/t。由以上试验结果可知,所配制的增效剂DT对油酸有显著的增效作用。     

赣州某钨尾矿中锂的浮选回收与浸出试验

赣州某选钨尾矿Li_2O品位为0.34%,锂主要赋存在云母矿物中。为确定锂的回收利用工艺,对有代表性试样进行了浮选工艺及浮选锂精矿焙烧—浸出工艺条件研究。结果表明,采用1粗3精3扫、中矿顺序返回闭路浮选流程处理试验原料,可获得Li_2O品位为1.18%、回收率为58.69%的锂精矿;浮选锂精矿与氯化剂(氯化钙与氯化钠的质量配合比为1∶1)按质量比1∶0.6混合后在900℃焙烧1 h,焙烧产物在液固质量比为1.5∶1、浸出温度为50℃、浸出时间为2 h情况下水浸,锂浸出率达到98.80%。因此,浮选—氯化焙烧—浸出工艺可实现赣州某选钨尾矿中锂的综合回收。     

黔西南某微细浸染型金矿浮选提金探索研究

对黔西南某微细浸染型金矿开展了浮选试验研究, 初步探索了浮选法提金的较优工艺条件。在磨矿细度-0.075 mm粒级占73.17%, 丁基黄药与丁铵黑药配比为4∶1、总用量为100 g/t, 活化剂硫酸铜用量200 g/t, 起泡剂2^#油用量80 g/t条件下, 采用一粗一精一扫闭路浮选流程, 可得到金品位2.11 g/t、回收率39.28%的金精矿。     

微细粒石英对萤石浮选特性的影响研究

通过萤石和石英的纯矿物浮选试验、二者质量比为1∶1的人工混合矿浮选试验、表面电位分析和药剂吸附量测定,系统地研究了油酸钠浮选体系中微细粒石英对萤石浮选效果的影响。结果表明,在pH=6时,石英颗粒表面荷负电,萤石颗粒表面荷正电,二者易发生异相凝聚,降低油酸钠在萤石颗粒表面的吸附,造成浮选指标下降;氟硅酸钠能够有效抑制石英;六偏磷酸钠通过调节矿物表面电位,可改善萤石-石英体系分散程度,提高浮选指标。萤石与石英的人工混合矿矿浆在六偏磷酸钠、氟硅酸钠和油酸钠浓度分别为3×10~(-5)、2×10~(-5)和6×10~(-5)mol/L时,浮选精矿萤石品位达97.10%、回收率为60.80%。