某锡铜矿石重—浮联合选矿工艺研究

某锡铜矿石锡、铜含量分别为0.59%、0.18%,有害杂质砷含量为1.86%,属高砷低品位锡铜矿石,锡主要以锡石的形式存在,铜主要以硫化铜的形式存在。为高效回收矿石中的锡、铜,采用重—浮联合工艺进行了选矿试验研究。结果表明,矿石磨至粒度为-0.9 mm情况下,采用螺旋溜槽预富集高密度的锡石,对脱粗(+0.5 mm棒磨)后的预富集重选精矿进行摇床分级分选后,再采用反浮选工艺脱硫砷,可高效回收矿石中的主要有价矿物锡石;然后用浮选工艺从锡尾矿中回收铜,铜1次粗选精矿再磨至-0.043 mm占85%的情况下经3次精选获得铜精矿,1次精扫选、2次扫选精矿等各中矿均顺序返回,最终获得锡品位为53.97%、锡回收率为80.10%的锡精矿,以及铜品位为22.67%、铜回收率为54.07%的铜精矿。     

方解石与硅灰石可浮性差异的机理研究

方解石与硅灰石常相互伴生，因矿物晶格中都含有Ca2+而具有一些相似的表面性质和溶解特性；但是，两种矿物所含阴离子基团的不同，又使它们在浮选中表现出一定的差异性。本文以方解石和硅灰石为研究对象，分别研究了十二胺和油酸钠对方解石和硅灰石浮选行为的影响；通过Zeta电位分析和logC-pH分析，研究了不同pH值条件下方解石和硅灰石的表面荷电情况以及溶液中的优势组分情况；通过XPS测试和MS模拟，研究了方解石和硅灰石表面Ca质点密度和Ca不饱和键密度的情况。Zeta电位分析和logC-pH分析的结果表明，由于定位离子的不同，方解石比硅灰石带有更多的表面净剩正电荷；XPS和MS模拟的研究结果则表明，方解石比硅灰石具有更多的表面Ca质点密度和Ca不饱和键密度。      

Fe-BHA用于白钨矿的浮选分离

将FeCl3与苯甲羟肟酸按一定比例混合,形成一种金属离子螯合物Fe-BHA,用于白钨矿-方解石人工混合矿浮选分离。在pH值为7.7时,取得最佳的白钨精矿回收率为68.00%,白钨矿分离指数为2.83,可实现白钨矿在较高精矿回收率的前提下与方解石的有效分离;而在白钨矿-萤石人工混合矿的浮选分离试验中,在pH值11.0时,取得的萤石精矿回收率为78.20%,分离指数为3.51,理论上可以实现白钨矿与萤石的分离。Fe-BHA用于香炉山白钨矿实际矿石的粗选验证试验,在适宜条件下,可获得产率为30.53%、精矿中WO3品位为1.56%、回收率为63.50%的白钨精矿,相比同条件下单独使用苯甲羟肟酸的浮选结果较好。白钨矿的红外光谱证明了Fe-BHA在白钨矿表面化学吸附的存在。     

吉尔吉斯斯坦某锡矿中锡石回收试验研究

根据吉尔吉斯斯坦某锡矿的原矿性质,进行了该矿石中锡石回收的选矿试验研究。采用"螺旋溜槽预先抛尾—螺旋溜槽粗精矿分粒级摇床重选—重选粗精矿脱硫脱砷"工艺流程,可实现该锡矿中锡石的有效回收,获得锡精矿锡品位47.61%,锡回收率75.71%的选别指标。     

中国锡资源现状及对锡工业发展的思考

综述了中国锡资源及锡工业的现状,阐述了中国锡工业对资源优势过分依赖,采取保护性开发有限的资源,调控合理量出口,加强锡深加工产品开发,稳定国内外市场行情的策略,得出了锡前景短期内仍不容乐观的结论.     

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。     

含复杂磁黄铁矿铜硫矿石选矿工艺流程试验研究

对某含复杂磁黄铁矿铜硫矿石进行了选矿工艺流程的试验研究。根据矿石性质,采用铜优先浮选—磁选—硫浮选和磁选—铜浮选—硫浮选两种原则工艺流程进行试验研究,通过铜优先浮选(中矿顺序返回)—磁选—硫浮选、铜优先浮选(中矿再磨再选)—磁选—硫浮选和磁选—铜浮选—硫浮选三种试验方案的工艺流程和闭路试验指标的对比分析,最终确定了铜优先浮选(中矿顺序返回)—磁选—硫浮选的工艺流程,闭路试验获得含铜24. 81%、铜回收率86. 31%的铜精矿,含硫37. 83%、含铁58. 21%、磁硫品位(Fe+S) 96. 04%、硫回收率40. 60%的磁黄铁硫精矿,以及含硫46. 05%、硫回收率47. 90%的硫精矿,硫总回收率为88. 50%。     

高含磁黄铁矿铜硫矿石选矿试验研究

某高硫铜矿石磁黄铁矿和绿泥石等易泥化脉石矿物含量较高，且磁黄铁矿的可浮性和磁性差异较大，对铜硫分离浮选干扰很大。根据矿石性质，采用铜优先浮选—磁选回收磁黄铁矿—硫浮选工艺进行了选矿试验研究，即首先在较低碱度下采用铜选择性捕收剂组合(BK-306 TL-1)优先选铜；然后采用磁选回收磁性磁黄铁矿，再以高效硫活化剂BK546和组合捕收剂(丁基黄药 AT608)强化浮选回收硫矿物，实现了矿石中铜、硫的有效回收。闭路试验获得含铜24.81%、铜回收率86.31%的铜精矿，含硫37.83%、含铁58.21%、磁硫品位(Fe S)96.04%、硫回收率40.60%的磁黄铁硫精矿，以及含硫46.05%、硫回收率47.90%的硫精矿，硫总回收率为88.50%。     

内蒙古某微细粒铜铅混合精矿无氰无铬分离工艺研究

内蒙古某铜铅混合精矿中铜、铅含量分别为5.59%和49.66%,属微细粒铜铅混合精矿,铜主要以黄铜矿形式存在,铅主要以方铅矿形式存在。为有效分离内蒙古某微细粒铜铅混合精矿中的铜、铅矿物,进行了铜铅混合精矿无氰无铬分离工艺研究。结果表明:以活性炭+硫化钠作为脱药剂,以BK512(无机盐类组合抑制剂)作为方铅矿抑制剂,以Z-200作为黄铜矿捕收剂,可以实现铜铅混合精矿中黄铜矿和方铅矿的有效分离。采用"抑铅浮铜"分离工艺流程方案,闭路试验经过一次粗选、二次扫选、三次精选,最终获得铜品位22.62%、铜回收率80.04%的铜精矿,以及铅品位60.14%、铅回收率97.17%的铅精矿。     

内蒙古某铅锌矿低碱度选矿工艺研究

内蒙古某铅锌矿含铅2.31%、锌3.55%、硫7.36%,在铅锌选矿过程那个添加大量石灰(矿浆pH>12),因使用石灰导致管道结垢、泡沫发粘过滤困难、尾矿pH值高等问题。为解决该问题,研发了采用新型抑制剂BK506替代石灰的低碱度选矿工艺(矿浆pH值7~8)),实验室闭路试验可获得含Pb 46.93%、回收率89.20%的铅精矿,含Zn 47.98%、回收率83.83%的锌精矿。该工艺可在低碱度条件下回收铅和锌。