从钨重选尾矿中回收铋钼选矿试验研究

广东某钨矿重选尾矿中含有回收价值的Bi 0.033%、Mo 0.029%,主要金属矿物为辉钼矿、辉铋矿、辉铅铋矿、黄铁矿、黄铜矿以及闪锌矿,主要脉石矿物为石英、长石。铋、钼多以硫化物存在。采用铋钼混选-铋钼分离流程处理试样,最终可获得铋品位为31.37%、回收率为74.24%的铋精矿;钼品位为46.68%、回收率为81.50%的钼精矿。     

三种阴离子捕收剂吸附彩钼铅矿表面的分子动力学研究

这是一篇矿物加工工程领域的论文。以油酸钠、十二烷基磺酸钠、苯甲羟肟酸三种阴离子捕收剂在彩钼铅矿{112}表面的吸附为研究对象,首先考查了矿浆pH值和捕收剂种类对彩钼铅矿吸附行为的影响,然后采用Materials Studio中Dmol³模块和Forcite模块,对三种捕收剂的吸附行为进行了前线轨道理论分析和分子动力学模拟研究。结果表明,在各捕收剂适宜的pH值范围内,油酸钠和十二烷基磺酸钠对彩钼铅矿的捕收性能更强;计算模拟研究结果表明,三种捕收剂对彩钼铅矿{112}面均表现出较强的吸附作用,彩钼铅矿晶体表面的钼原子由于原Mo-O键的断裂,表现出了更强的吸附活性,与捕收剂极性基中的单键氧原子共同组成了吸附作用的活性质点,对比吸附作用有效质量和相互作用能,三种捕收剂对彩钼铅矿的吸附能力大小依次为：油酸钠>十二烷基磺酸钠>苯甲羟肟酸,与浮选行为研究结果一致。     

某金铁氧化矿中矿泥对氰化浸出影响的研究

考察了高岭土、绿泥石、白云石和褐铁矿4种常见易泥化矿物对氰化浸出过程的影响,发现褐铁矿和白云石在细磨时形成的次生矿泥比原生矿泥具有更强的吸附已溶金能力,使浸出率降低。研究了原矿经粗磨-磁选后易泥化矿物的分布,对云南某金铁氧化矿采用"粗磨-分类磁选-分组氰化浸出"的新工艺,有效减少了次生矿泥的生成,与"细磨-氰化浸出-磁选"的传统工艺相比,金浸出率由85.26%提高到93.05%,铁精矿回收率由41.20%提高到70.86%。     

矿浆浓度对金矿浮选速率影响的动力学研究

采用一阶浮选动力学模型对金矿石的浮选回收率进行了拟合,以研究矿浆浓度对不同粒径金矿浮选速率的影响。结果表明,浮选矿浆浓度与金的累积品位呈反比,而与金的累积回收率近乎呈正比,低浓度比高浓度矿浆更有利于金的高效富集,高浓度矿浆下更有利于金的回收。粗颗粒金比细粒级金更适应高浮选矿浆浓度体系,其浮选回收率及累积品位均更高。实际矿石试验验证了浮选动力学拟合结果,在50%的浮选矿浆浓度中,经闪速浮选协同常规浮选工艺,可以获得金品位50.0 g/t,回收率88.93%的金精矿,获得了比单一常规浮选更好的技术指标。     

山东某风化壳型金矿氰化浸出试验研究

针对山东某风化壳型金矿进行了氰化浸出试验研究,考察了磨矿细度、氰化钠用量、石灰用量、液固比、搅拌时间等对金浸出效果的影响规律。试验结果表明,较粗的磨矿细度和较低的矿浆浓度对浸出更有利,在最佳的试验条件下,该矿石的金浸出率可达到95.87%,炭吸附率可达到99.58%。     

山东某含金硫铁矿强化浮选回收试验研究

山东某含金硫铁矿原矿金品位为3.06 g/t、含硫量为2.65%。工艺矿物学研究表明,金主要以自然金等独立金矿物形式存在,其次以黄铁矿为载体,少量以磁黄铁矿为载体。采用快速浮选和常规浮选组合的工艺流程,以硫酸铜做活化剂,MA-1做捕收剂,HX-609做起泡剂,分别获得了金品位为34 g/t、32 g/t的快速浮选精矿和常规浮选精矿,金总回收率达到90%以上。     

云南某难选氧化锰矿石选矿试验研究

我国锰矿资源丰富,但存在原矿锰品位低、有用矿物嵌布粒度极细及脉石组分易泥化等问题,因此提高锰矿选矿技术水平有重要的实际意义。 以云南个旧某氧化锰矿石为研究对象,结合矿石性质,采用洗矿—脱泥—磁 选工艺流程开展选矿试验。 结果表明:①原矿锰品位为 6. 40%,锰主要以硬锰矿、软锰矿等氧化锰矿物的形式存在, 其中嵌布粒度为-0. 01 mm 的极微细粒氧化锰矿物产率较高。 ②采用洗矿—脱泥工艺,在搅拌强度为 2 000 r / min 的 条件下,通过实验室用水力旋流器可以脱除产率约为 69%的矿泥,为后续沉砂获得高品位的锰精矿创造了有利条件。 ③针对沉砂中的氧化锰矿物,采用 1 粗 1 扫的强磁选流程,分别获得了锰品位 29. 13%和 7. 86%的磁性物,实现了粗粒级锰矿物的高效回收;针对矿泥中的氧化锰矿物,采用 1 次粗选的强磁选流程,获得了锰品位 18. 07%的磁性物,实现了微细粒级锰矿物的综合利用。全流程试验可获得累计产率 16. 08%、平均锰品位 23. 78%、累计回收率 60. 21%的锰精矿,实现了该难选极低品位高含泥锰矿的高效综合利用。     

山东某氰渣综合回收铁试验研究

山东某黄金选冶厂氰渣中主要有价元素为铁,品位为20.29%,矿物主要以磁铁矿、褐铁矿、硅铁矿形式存在。因该氰渣嵌布粒度微细,且褐铁矿理论含铁偏低,为了尽可能获得高品位铁精矿,开展了选矿试验研究。试验结果表明：采用弱磁粗选—强磁粗选—摇床精选联合工艺流程可实现铁资源的回收利用。若将弱磁精矿、摇床中矿、摇床精矿合一可获得铁品位为59.27%、铁回收率为48.01%的铁精矿;若将弱磁精矿、摇床精矿合一,可获得铁品位为61.21%、铁回收率为46.66%的铁精矿。     

复杂难选氧化铜矿高效利用工艺研究

以某含铜2.08%的难选氧化铜矿为研究对象, 针对其结合铜含量高、赋存在氧化铁矿中的铜含量大的特点, 分别进行了直接酸浸、浮选、浮选-强磁选-强磁尾分级-(磁精矿+强磁尾细粒)酸浸以及强磁选-强磁精酸浸-强磁尾浮选4种工艺对比试验。结果表明, 采用浮选-强磁选-分级-(磁精矿+强磁尾细粒)酸浸工艺流程指标较佳, 浮选获得了铜精矿铜品位22.84%、铜回收率69.49%, 酸浸铜回收率26.40%, 全流程铜总回收率为95.89%。