用抑制剂DG11降低安徽某硫化铜精矿氟镁含量

安徽某硫化铜矿选矿厂铜精矿铜品位为18.20%,F、MgO含量分别为0.25%和9.26%,不仅铜品位偏低,且F、MgO含量不满足冶炼厂对铜精矿F含量小于0.1%、MgO含量小于5%的要求。研究查明,含F、MgO易泥化、易浮滑石、蛇纹石和绿泥石等以微细粒大量混杂进入铜精矿是造成现场铜精矿F、MgO含量超标的主要原因。以广东省资源综合利用研究所研发的DG11为含氟镁脉石矿物的抑制剂,采用1粗1精1扫、中矿顺序返回浮选流程处理现场铜精矿,最终获得了铜品位为25.11%、铜回收率为97.45%,F和MgO含量分别为0.082%和2.02%的铜精矿,既显著提高了精矿铜品位,又大幅度降低了精矿氟、镁含量,达到冶炼厂对铜精矿F和MgO含量的要求。     

耐低温捕收剂BK425在某高镁胶磷矿中的应用

应用耐低温捕收剂BK425对某高镁胶磷矿进行了反浮选降镁试验研究,并与常规捕收剂进行了对比。在其他条件一定的情况下,考察了磨矿细度、硫酸用量、BK425用量、温度对降镁效果的影响。试验结果表明:BK425反浮选降镁的浮选性能最佳且受温度影响较小,是一种应用前景广阔的捕收剂。在磨矿细度为-0.074 mm 70%、BK425用量为600 g/t、硫酸作为调整剂的酸性条件下,经过1次粗选、1次精选和1次扫选的闭路浮选流程,可获得P2O5品位为28.76%、MgO品位为1.17%,P2O5回收率为91.78%的磷精矿。     

含镁脉石矿物的选矿降镁研究进展

蛇纹石、绿泥石和滑石等含镁硅酸盐矿物常与有价金属矿物共生,在浮选分离过程中这类脉石矿物难以被抑制,造成精矿镁含量超标而对冶炼产生极大影响,因此如何实现高效选矿降镁是业界亟待解决的难题。本文首先从选矿降镁工艺开发和浮选降镁抑制剂作用机理两方面总结了降镁的研究现状,归纳了常见含镁硅酸盐脉石矿物蛇纹石、绿泥石和滑石的结构及其表面特征,进一步从不同角度分析了含镁脉石难分离和难抑制的原因,对选矿降镁技术的发展趋势作了展望,以期为选矿降镁提供一定的参考和借鉴。     

安徽某富蛇纹石铜矿选矿试验研究

以安徽某含铜磁黄铁矿-蛇纹石(滑石)矿为研究对象,考察了磨矿细度、捕收剂种类、抑制剂种类、中矿再磨再选工艺等因素对铜矿浮选的影响。磨矿细度-0.074 mm粒级占84%、Z200+丁黄药为组合捕收剂、糊精为抑制剂,采用一粗两扫三精、中矿再磨再选浮选流程可获得铜精矿品位17.21%、回收率86.30%的指标,有效解决了该铜矿资源硅酸盐脉石泥化问题。     

辽宁某菱镁矿三级风化粉矿除硅提镁试验研究

对辽宁某菱镁矿选矿厂风化粉矿采用1次粗选、2次精选的单一反浮选流程,以盐酸、六偏磷酸钠为调整剂,KD-I为捕收剂,在磨矿细度-0.074 mm为72%,原矿SiO2含量1.34%、MgO含量93.41%的条件下,获得精矿SiO2含量0.15%、MgO含量97.11%,精矿产率71.36%的小型试验浮选指标;在磨矿细度-0.074 mm约70%,原矿SiO2含量0.88%、MgO含量96.64%的条件下,获得精矿SiO2平均含量0.15%、MgO平均含量97.28%、精矿产率大于70%的工业试验指标。     

缅甸某氧硫混合铅锌矿石浮选试验研究

为开发利用缅甸某氧硫混合铅锌矿石,在对矿石进行工艺矿物学研究的基础上进行了选矿试验研究。结果表明,矿石含铅4.70%、含锌5.51%、银含量为150.66 g/t,主要杂质成分SiO₂含量为30.45%,其次为CaO和MgO;铅矿物氧化率约22%,锌矿物氧化率约17%,Pb主要以方铅矿形式存在,其次为白铅矿,Zn主要以闪锌矿形式存在,其次为菱锌矿;试验采用1粗1扫2精优先浮选流程选铅,1粗1扫3精浮选流程选锌,磨矿细度为-0.074 mm占80%情况下获得了Pb品位为61.25%、Ag品位为1 791.53 g/t、Pb回收率为91.24%、Ag回收率为82.94%、含Zn4.43%、Zn回收率5.63%的富银Pb精矿,以及Zn品位为50.86%、含Ag174.25 g/t、Zn回收率为88.68%、Ag回收率为11.07%、含Pb2.39%、Pb回收率4.88%的Zn精矿的良好试验指标。     

缅甸某氧硫混合铅锌矿石浮选试验研究

为开发利用缅甸某氧硫混合铅锌矿石，在对矿石进行工艺矿物学研究的基础上进行了选矿试验研究。结果表明，矿石含铅4.70%、含锌5.51%、银含量为150.66 g/t，主要杂质成分SiO₂含量为30.45%，其次为CaO和MgO；铅矿物氧化率约22%，锌矿物氧化率约17%，Pb主要以方铅矿形式存在，其次为白铅矿，Zn主要以闪锌矿形式存在，其次为菱锌矿；试验采用1粗1扫2精优先浮选流程选铅，1粗1扫3精浮选流程选锌，磨矿细度为-0.074 mm占80%情况下获得了Pb品位为61.25%、Ag品位为1 791.53 g/t、Pb回收率为91.24%、Ag回收率为82.94%、含Zn4.43%、Zn回收率5.63%的富银Pb精矿，以及Zn品位为50.86%、含Ag174.25 g/t、Zn回收率为88.68%、Ag回收率为11.07%、含Pb2.39%、Pb回收率4.88%的Zn精矿的良好试验指标。     

含银硫化铅锌矿浮选工艺研究

某含银铅锌矿中铅锌矿物主要以硫化矿形式存在,铅锌矿物嵌布粒度微细,且与方解石等脉石矿物嵌布关系密切,浮选分离困难。本文采用铅锌顺序优先浮选的原则流程,考察了磨矿细度和铅锌浮选作业药剂制度等因素对分选指标的影响。结果表明,在-0.074mm占80%的磨矿细度下,采用硫酸锌和亚硫酸钠为闪锌矿组合抑制剂,BK919为方铅矿捕收剂,可实现在自然pH值矿浆环境中铅矿物的选择性浮选;以石灰为黄铁矿抑制剂,硫酸铜为闪锌矿活化剂,以丁黄药为捕收剂,可取得良好的锌浮选效果。针对含Pb 1.74%、Zn 2.86%、Ag 24.44g/t的原矿,铅锌浮选作业分别采用一粗两扫三精中矿顺序返回的闭路试验,获得了Pb品位为58.25%、Pb回收率为85.39%的铅精矿,以及Zn品位为45.09%、Zn回收率为82.05%的锌精矿,Ag在铅精矿中品位为582g/t、回收率为67.58%,较好地实现了矿石中有价金属的高效综合回收。     

某硅镁质胶磷矿正-反浮选试验研究

对某高硅低镁低品位胶磷矿进行了选矿试验研究。采用正-反浮选工艺流程,在磨矿细度-0.074 mm粒级占98.57%情况下,采用“一粗一精一扫”正浮选脱硅与一段反浮选脱镁联合流程,最终获得了P₂O₅品位28.64%、回收率78.26%、MgO含量0.88%的磷精矿,有效实现了磷灰石与脉石矿物的分离。     

BK425和HA-1对磷矿反浮选脱镁脱铝效果影响研究

某难选磷矿由于其脉石矿物与胶磷矿嵌布关系复杂,为了获得合格的磷精矿,用脱镁捕收剂BK425和脱铝捕收剂HA-1对原矿进行反浮选试验。当原矿磨矿细度为-74μm占70%时,采用反浮选脱镁(一次粗选、一次扫选)—反浮选脱铝(一次粗选、两次精选)全开路流程,可以获得P_2O_5品位31.14%,Al_2O_3含量2.60%,MgO含量0.92%,P_2O_5回收率79.54%的磷精矿。     

某高镁铜镍矿石浮选试验

某高镁铜镍矿石含镍0.76%、铜0.16%、氧化镁25.12%,铜矿物主要为黄铜矿,镍矿物主要为镍黄铁矿,脉石矿物主要有透闪石、滑石、蛇纹石,橄榄石、透辉石及绿泥石等少量,有害杂质组分滑石、蛇纹石及绿泥石等的含量高达42%。矿石中铜、镍的氧化率均较低,原生硫化铜占总铜的87.50%,硫化镍占总镍的98.68%。为获得低镁铜镍混合精矿,进行了选矿试验。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占70%的情况下,采用2粗2扫2精,精选1尾矿连续2次精扫选,精选2尾矿与精扫选1精矿合并返回,其他中矿顺序返回流程处理,可获得铜品位为2.28%、镍品位为11.81%、铜回收率为70.37%、镍回收率为76.20%、氧化镁含量仅为4.38%的铜镍混合精矿,产品达到一级品质量标准(镍品位大于10%,氧化镁含量小于6%);抑镁效果取得成功的关键在于在精选段添加了北京矿冶研究总院研制的含镁脉石矿物的高效抑制剂——改性CMC(总添加量为480 g/t)。试验流程具有稳定、低药耗、高效等优点,适合该矿石的处理。     

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。     

从选钨锡尾矿中回收铜锌的研究

对某钨锡多金属矿选钨锡的尾矿进行了回收铜锌的研究,研究确定了采用先浮铜后浮锌的优先浮选工艺回收铜锌矿物。在磨矿细度为-75μm占86%的条件下,用石灰作调整剂,硫酸锌作硫化锌矿物的抑制剂,Dy和丁基铵黑药作捕收剂浮选铜;用硫酸铜作铁闪锌矿的活化剂,石灰作黄铁矿等硫化矿的抑制剂浮选锌。在给矿铜锌品位分别为1.42%、2.78%时,获得铜精矿品位23.85%、回收率90.02%,锌精矿品位45.02%、回收率85.18%的良好指标。     

从重选钨锡粗精矿中回收铜锌的研究

先用活性炭脱药, 再采用先浮铜后浮锌的优先浮选工艺, 从某钨锡多金属矿重选钨锡的粗精矿中回收铜锌。浮铜时采用石灰、硫酸锌和水玻璃作抑制剂, Dy和丁铵黑药作捕收剂, 浮锌时采用硫酸铜作活化剂, 石灰和水玻璃作抑制剂, 丁黄药作捕收剂, 在给矿铜锌品位分别为1.42%和2.78%时, 获得铜精矿品位23.85%、回收率90.02%, 锌精矿品位45.02、回收率85.18%的指标。     

豫西低品位铅锌银多金属矿浮选试验研究

根据豫西某低品位铅锌银多金属矿的工艺矿物学特性,进行了浮选试验研究。矿石中主要金属硫化矿物为方铅矿、闪锌矿品位较低、相对嵌布粒度较粗,确定采用优先浮选工艺流程。粗选磨矿细度-0.074mm40%时,CaO作矿浆pH值调整剂直接加入磨机中,控制pH值在高碱条件下(pH=12.5),乙硫氮作为铅捕收剂,以Z-200作为锌捕收剂,同时在该浮选条件下使有价金属银尽可能的富集于铅精矿中,使其得到综合回收。获得的闭路试验指标为:铅精矿品位为60.35%,回收率85.28%,银品位928g/t,银回收率78.19%;锌精矿品位为50.16%,回收率70.86%。试验指标良好,选矿产品互含低。     

贵州某含铁泥化氧化锌矿的浮选试验研究

针对贵州某地含铁泥化氧化锌矿的特点, 采用硫化-胺法浮选工艺进行了试验研究。结果表明, 在不脱泥的情况下, 磨矿粒度为-0.074 mm粒级占84%, 矿浆pH=10.5左右, 分散剂六偏磷酸钠用量为300 g/t, 抑制剂水玻璃和淀粉的总用量为700 g/t, 硫化剂硫化钠用量为7 kg/t, 捕收剂十八胺的用量为150 g/t时, 在锌给矿品位为6.54%条件下采用一粗三精两扫工艺, 可获得锌品位36.58%, 回收率为82.27%的锌精矿, 有效实现了氧化锌的浮选。     

湖南某含砷金矿的工艺矿物学研究

湖南某地金矿石中含有较高的砷和碳,浮选所得金精矿中金的品位和回收率均较低,属难处理金矿的典型代表。 为充分了解该金矿石的性质以优化浮选指标,利用化学多元素分析、X 射线衍射仪、光学显微镜、扫描电镜 (SEM)、元素化学物相分析和矿物参数自动分析系统( MLA)等多种测试手段对矿石的工艺矿物学进行了系统的研究。 结果表明:矿石中有价元素金的平均品位为 3.40 g / t,有害元素砷和碳的含量分别为 0. 36%和 1. 42%;矿石中的金属矿物主要为银黝铜矿、白钨矿、黄铁矿、毒砂和菱铁矿等,非金属矿物以石英和绢云母为主,其次为高岭石、绿泥 石、蛇纹石等;矿石中的金矿物均为自然金,平均成色为 999. 5‰,主要呈角粒状和尖角粒状,其次为长角粒状,粒度小于 19 μm 者占 98. 95%,属微细粒金的范畴;在磨矿细度为-0. 074 mm 占65%的条件下,矿石中的单体及裸露金和硫化物包裹金的分布率分别为 5. 90%和 88. 79%,二者合计分布率为 94. 69%,即该磨矿细度下金的最大理论回收率。推荐的原则工艺流程为重选+浮选。     

某微细粒含碳高硫铅锌矿选矿试验研究

某铅锌矿含铅7.41％、锌13.70％、硫31.25％、碳1.45％,铅锌矿物嵌布粒度微细,属微细粒高硫含碳难选硫化铅锌矿.根据矿石性质,采用"脱碳—铅锌依次优先浮选—铅锌粗精矿再磨精选"工艺流程考察了碳粗选磨矿细度、铅锌粗精矿再磨细度和铅锌浮选药剂制度对选别指标的影响.结果表明,以BK9032为方铅矿捕收剂,以硫酸锌...     

某含金银铅锌硫矿石银铅浮选工艺优选试验

为获得高品质的银铅精矿，对某高硫银铅锌多金属矿石分别进行异步浮选—粗精矿全部再磨浮选、异步快速浮选—中矿集中再磨浮选和分段分速异步浮选—粗精矿部分再磨浮选试验。试验结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm 70%的情况下，分段分速异步浮选—粗精矿部分再磨浮选优于其余两种工艺，浮选流程获得的银铅精矿银品位621 g/t、银回收率54.18%，铜品位0.84%、铜回收率34.62%，铅品位62.78%、铅回收率89.42%，锌品位6.45%、锌回收率5.83%。