伏牛山高硫铜锌矿选矿工艺研究

对伏牛山高硫铜锌矿石进行工艺矿物学和选矿工艺研究,研究表明,采用优先选铜—锌硫混合浮选再分离及铜锌硫依次优先浮选工艺可较好地回收矿石中的铜锌硫,优先选铜—锌硫混合浮选再分离流程得到含铜27.17%、铜回收率86.27%的铜精矿,含锌50.53%、锌回收率88.11%的锌精矿,含硫42.34%、硫回收率78.23%的硫精矿。选矿厂按此流程改造后,可产出含锌42.19%、锌回收率59.30%的锌精矿。     

高硫铜锌矿的全混浮—再磨脱硫及铜锌分离

对高硫铜锌矿采用粗磨后混合浮选流程,该流程具有回收率高、成本低的优势,但混合粗精矿的铜-锌-硫分离一直是金属选矿的重点和难点。针对云南思茅地区高硫铜锌矿,含Cu 3.03%、Zn 3.90%、S 27.44%,采用"全混浮—再磨脱硫—铜锌分离"工艺,研究了再磨细度、药剂用量等因素对混合浮选和铜-锌-硫分离的影响。混合浮选抛尾量为37.61%,混合粗精矿Cu回收率96.34%,Zn回收率98.37%,S回收率98.87%。当粗精矿再磨细度-38μm占90%时脱硫,获得硫铁精矿含S 45.74%,S回收率74.43%;铜锌分离闭路试验获得的铜精矿含Cu 24.01%,Cu回收率86.76%;锌精矿含Zn 52.30%,Zn回收率87.12%。结果表明对高硫铜锌矿采用全混浮—再磨脱硫—铜锌分离工艺可实现各矿物较彻底分离。     

铜铅锌硫矿提高铜回收率、精矿质量试验研究

针对某铜铅锌硫矿实际生产中存在的问题:铜浮选作业中有13.35%的铜损失在铜尾矿中;硫精矿含锌1.10%,杂质锌含量超标;锌精矿产品质量不合格(锌品位为18.38%),对铜浮选作业进行了多流程方案对比开路试验以及主要工艺条件的调整与优化,可获得铜精矿铜品位15.11%,铜回收率92.30%指标,较现场铜回收率提高了5.65%。采用抑锌浮硫工艺流程,可将现场硫精矿中锌品位由1.16%降至0.41%。对现场锌精矿采用不再磨、再磨工艺均显著提高了锌品位(锌品位最高可达48.71%),同时对该流程下浮选尾矿可作为单独的硫精矿产品进行回收。     

某铜锌硫化矿铜锌分离试验研究

某铜锌硫化矿共生关系密切,并伴生毒砂等有害杂质,铜锌难以分离.试验采用阶段磨浮流程,即粗磨条件下优先选铜、铜粗精矿再磨再选、选铜尾矿选锌的流程.通过小型闭路试验,获得了铜精矿含铜20.30％、含锌6.48％,铜回收率为75.33％;含锌48.32％、锌回收率为91.54％的锌精矿.     

高硫铜锌矿的混合浮选-再磨脱硫及铜锌分离

对高硫铜锌矿采用粗磨后混合浮选具有回收率高成本低的优势,但混合粗精矿的铜-锌-硫分离一直是金属选矿重点和难点。本文针对云南思茅地区高硫铜锌矿,含Cu3.03%、Zn3 .90%、S 27.44%,采用“混合浮选-再磨脱硫-铜锌分离”工艺,研究了再磨细度、药剂用量等因素对混合浮选和铜-锌-硫分离的影响。混合浮选抛尾量为37.61%,混合粗精矿Cu回收率96.34%,Zn回收率98.37%,S回收率98.87%。当粗精矿再磨细度-38μm 90%时脱硫,获得硫铁精矿含S 45.74%,S回收率74.43%,铜锌分离闭路试验获得铜精矿含Cu 24.01%,Cu回收率86.76%,锌精矿含Zn52.30%,Zn回收率87.12%。表明对高硫铜锌矿采用 “混合浮选-再磨脱硫-铜锌分离”工艺可实现各矿物较彻底分离。     

含金高硫铜锌多金属硫化矿浮选分离试验研究

我国某难选铜锌多金属硫化矿,铜锌硫矿物共生关系密切,且次生硫化铜矿物的含量较高,致使铜锌硫矿物分离难度较大。依据矿石特性,试验研究采用一段细磨—铜锌硫等可浮—铜锌硫分离—锌浮选的工艺流程,使用石灰、TW、硫酸锌和亚硫酸钠组合药剂作锌矿物的抑制剂,使用选择性较好的Z-200作为铜矿物的捕收剂,实现了铜锌矿物的有效分离,试验室闭路试验获得的铜精矿品位23.23%、铜回收率91.45%,锌精矿品位49.53%、锌回收率85.36%,硫精矿品位44.25%、回收率59.16%,分离指标较为理想。     

新疆某高硫铜锌矿选矿试验

针对新疆某高硫铜锌矿石的性质特点,采用铜锌混合浮选—混合粗精矿再磨—铜锌分离—铜锌混浮尾矿选硫的原则流程对该矿石进行了选矿试验研究。研究表明,铜锌混合浮选和铜锌混合粗精矿再磨适宜的磨矿产品细度分别为-0.074 mm占90%和-0.043 mm占95%;J102和丁基黄药为铜锌混合浮选的有效捕收剂;T-21与硫酸锌组合对闪锌矿具有较强的抑制作用;J102对铜矿物的选择性捕收可以较好地实现铜锌分离。采用试验确定的闭路流程处理该矿石,可获得铜品位为20.09%、铜回收率为86.46%的铜精矿,锌品位为52.48%、锌回收率为67.35%的锌精矿,硫品位为45.95%、硫回收率为74.09%的硫精矿。     

新疆某高硫铜锌矿选矿试验

针对新疆某高硫铜锌矿石的性质特点,采用铜锌混合浮选-混合粗精矿再磨-铜锌分离-铜锌混浮尾矿选硫的原则流程对该矿石进行了选矿试验研究。研究表明,铜锌混合浮选和铜锌混合粗精矿再磨适宜的磨矿产品细度分别为-0.074 mm占90%和-0.043 mm占95%;J102和丁基黄药为铜锌混合浮选的有效捕收剂;T-21与硫酸锌组合对闪锌矿具有较强的抑制作用;J102对铜矿物的选择性捕收可以较好地实现铜锌分离。采用试验确定的闭路流程处理该矿石,可获得铜品位为20.09%、铜回收率为86.46%的铜精矿,锌品位为52.48%、锌回收率为67.35%的锌精矿,硫品位为45.95%、硫回收率为74.09%的硫精矿。     

某铜锌硫多金属矿选矿试验研究

某铜锌矿石含铜2.86%、锌1.30%、硫29.15%、金1.00g/t、银39.16g/t,试验研究表明,在磨矿细度-74μm占80%的条件下,采用部分混合—优先浮选流程粗选,混合粗精矿再磨后进行铜、锌分离浮选,最终可获得含铜25.91%、回收率为85.23%的铜精矿,含锌32.14%、回收率为83.40%的锌精矿,含硫50.98%、回收率为82.21%的硫精矿。     

河北某高硫铜锌矿石选矿试验研究

河北省某铜锌多金属硫化矿石黄铁矿含量高,铜锌矿物嵌布关系密切复杂。矿石含铜1.14%、含锌6.67%、含硫29.12%,属于高硫铜锌矿石。为给该矿石合理开发利用工艺提供依据,进行了选矿试验。结果表明:采用1粗1精1扫选铜,选铜尾矿经1粗1精1扫选锌,选锌尾矿经1粗1扫选硫流程,可获得铜品位为24.13%、含锌9.33%、铜回收率为73.86%的铜精矿,锌品位为50.63%、含铜1.95%、锌回收率为91.01%的锌精矿,硫品位为53.34%、硫回收率为74.46%的硫精矿产品。试验结果可以作为该高硫铜锌矿石综合开发利用的依据。     

云南某铜铅锌硫化矿铜铅分离浮选试验研究

云南某铜铅锌矿硫化矿含铜0.60%, 铅2.43%, 锌5.10%, 在现场生产作业中采用“铜铅混浮, 铜铅分离, 尾矿选锌”的浮选工艺流程, 存在的问题是铜铅分离指标不理想, 铜铅精矿互含高。对该矿的铜铅混合精矿进行了铜铅分离浮选小型试验研究, 结果表明, 当混合精矿再磨到-0.074 mm粒级占80%, 以亚硫酸钠、水玻璃和CMC为组合抑制剂代替重铬酸钾抑制方铅矿, 以Z200代替乙黄药作为黄铜矿捕收剂, 进行了铜铅分离浮选, 获得了良好的分选指标, 铜精矿含铜23.30%, 含铅3.30%, 铅精矿含铅64.66%, 含铜0.50%, 实现了铜铅分离。     

七宝山铜铅锌多金属硫化矿浮选新工艺研究

为了给江西七宝山铜铅锌多金属硫化矿选矿厂的进一步优化改造提供依据,以江西理工大学自主研发的LP-01和LP-11分别作铜矿物和铅矿物的捕收剂,以丁黄药作锌矿物的捕收剂,以硫酸锌+亚硫酸钠作铅锌矿物抑制剂,进行铜铅锌依次优先浮选试验,获得了铜品位为19.84%、铜回收率为60.25%的铜精矿,铅品位为72.34%、铅回收率为7 3.04%的铅精矿,锌品位为50.55%、锌回收率为88.46%的锌精矿,使铜铅锌得到了较好的回收。     

某油页岩尾渣制备优质煅烧高岭土的研究

介绍了油页岩尾渣制备煅烧高岭土的工艺,采用强磁选、酸浸、氯化焙烧等提纯作业,可有效地除去油页岩尾渣中的Fe2O3、TiO2等显色杂质矿物,Fe2O3和TiO2的脱除率分别为69 8%和14 0%,最终产品的Fe2O3、TiO2分别降至0 76%、1 08%;并使产品白度达91度。采用湿磨→提纯→焙烧→超细磨矿工艺,可制备出满足造纸工业技术要求的优质煅烧高岭土。     

硫化钠在铜铅混合浮选中的应用及其作用机理研究

铜铅混合浮选中,加入Na2S能够降低矿浆中Cu2+和Pb2+的浓度,防止闪锌矿被这两种金属离子活化,从而使闪锌矿得到较好抑制。针对某复杂铜铅锌多金属矿,以混合黄药为捕收剂,Na2S+Na2SO3+ZnSO4为组合抑制剂,经一次粗选、一次精选和一次扫选的开路试验,获得铜品位为11.21%、铜回收率为87.40%、铅品位为44.09%、铅回收率为79.38%、锌品位为2.08%的铜铅混合精矿。     

降低铜密闭鼓风炉富氧熔炼四氧化三铁影响的生产实践

在铜密闭鼓风炉熔炼过程中,Fe3O4会从冰铜和炉渣中析出,沉积在炉底、炉侧壁及前床,严重影响生产。通过适当提高转炉渣中SiO2含量(21%～24%),可以减少进入鼓风炉(转炉渣作为块料)的Fe3O4量;选择并控制合理的熔炼渣型(Fe31%～35%、SiO233%～36%、CaO11%～13%,SiO2/Fe≈1 13,渣含Cu<0 30%)及精心操作,成功地避免了Fe3O4对鼓风炉生产的危害。     

O3/H2O2去除选矿废水中丁基黄药的研究

用臭氧类高级氧化剂O₃/H₂O₂对含有丁基黄药的模拟选矿废水进行了处理。考察了O₃和H₂O₂的用量、溶液pH值、丁基黄药初始浓度、常见难免离子对废水COD_Cr去除效果的影响;并通过紫外-可见光谱和添加叔丁醇试验,探讨了O₃/H₂O₂工艺去除丁基黄药的反应机理。结果表明：丁基黄药初始浓度为400 mg/L、pH=6.8的模拟废水1 000 mL,投加100 L/h 的O₃和1 000 mg/L 的H₂O₂,反应2 h后COD_Cr的去除率可达60.25%;CO^2-₃和SO^2-₄有抑制废水中COD_Cr去除的作用,而Cu2+和Zn2+可以提高废水COD_Cr的去除率;O₃/H₂O₂工艺去除废水COD_Cr反应遵循羟基自由基反应机制。     

双层辉光离子渗Cr合金层组织和性能

在Q235钢表面进行双层辉光离子渗Cr，表面Cr含量约为40％，渗层厚度近50 μm.然后进行超饱和渗C，表面含C量达到2.7％左右，超过平衡碳计算值.随后进行淬火＋低温回火处理，经X射线衍射分析，合金化层碳化物类型为M23C6，M7C3，尺寸为1～2 μm.表面硬度达到HV 1 200左右.将表面冶金试样进行摩擦因数和耐磨性能试验，结果表明，表面冶金试样摩擦因数为0.21～0.28，耐磨性是Q235钢渗碳淬火试样的1.62倍.将表面冶金试样在10％的H2SO4、3.5％的NaCl水溶液和H2S富液（含H2S 5～8 g/L，NH3·H2O 20 g/L）中进行电化学腐蚀试验，结果表明，表面冶金试样在10％的H₂SO₄、3.5％的NaC1水溶液和H2S富液中的耐腐蚀程度比Q235基体试样分别提高了2.35，3.10，2.14倍.     

氨性溶液中铜镍钴的萃取分离

采用PT5050萃取剂，分离和富集镍矿氨液中的铜、镍、钴。采用2级萃取，溶液中铜、镍的萃取率可达99．5％以上，钴不被萃取，经3级低酸选择性反萃镍，镍的反萃率达99％以上，镍反萃液中铜含量小于0．001g/L，满足电镍生产要求。有机相经高酸（180g/L H2SO4)反萃铜，铜反萃液生产电铜或结晶硫酸铜。用硫化钠沉淀萃余液中的钴，钴的沉淀率大于96％，所得到的钴硫精矿含钴大于40％。     

甘肃某复杂多金属硫化矿石中铜与铅锌的浮选分离试验

甘肃某铜铅锌多金属硫化矿石Cu、Pb、Zn、Au、Ag、S品位分别为0.75%、2.50%、5.30%、2.80 g/t、120 g/t、14.20%，均具有回收价值，前期在铜与铅锌的有效分离研究方面一直未取得突破。为了在不影响其他元素分离回收的情况下实现铜与铅锌的有效分离，进行了以铜与铅锌有效分离为核心的试验研究。结果表明，试验采用以全混合浮选-混合精矿脱硫-铜与铅锌分离原则流程为核心的多段磨选流程处理矿石，最终获得了Cu品位为21.42%、Cu回收率为71.69%、含Pb3.61%、含Zn4.28%的铜精矿，以及Pb品位为13.46%、Zn品位为28.52%、含铜1.01%、Pb回收率为93.04%、Zn回收率为92.98%的铅锌混合精矿；实现铜与铅锌有效分离的关键在于有铅锌抑制剂硫化钠+亚硫酸+FY组合配合细磨深选流程。     

辛置煤矿主要含水层的自由排水柱淋滤实验与水岩作用机理

辛置煤矿石炭系太原组K_2灰岩含水层与奥陶系峰峰组O_2f灰岩含水层水质参数相互重叠,利用传统的判别方法无法对这两个水源进行有效判别。为了解决辛置煤矿水源判别的问题,并揭示该矿4个主要含水层的水岩相互作用机理,对辛置煤矿4个主要含水层的岩芯样品进行自由排水柱淋滤实验。研究结果表明:①岩芯样品含有非矿物相的硫酸盐,4个主要含水层地层同样也含有硫酸盐和石膏矿物,造成淋滤液和灰岩含水层水样均富含硫酸根离子;②K_8,K_3,K_2和O_2岩芯淋滤液中SO_4~(2-)离子当量百分比均超过74%,Ca离子当量百分比均超过40%,所有淋滤液对应的水化学类型均为SO_4-Ca型;③所有淋滤液中阴离子含量大小顺序均为:SO_4~(2-)HCO_3~-Cl~-,K_8,K_3,K_2和O_2f岩芯淋滤液中阳离子含量顺序分别为:CaMgKNa,CaNaMgK,CaMgNaK和CaMgKNa;④K_2灰岩岩芯样品和淋滤液中Mo,Sb,U和Sr含量均高于奥陶系O_2f灰岩岩芯样品及其淋滤液,但Fe离子含量分布规律正好相反,该特征可以作为判别K_2和O_2f灰岩含水层的参考因素。辛置煤矿含水层的水化学特征受岩性、埋藏条件、地下水补径排及水动力条件的控制,含水层实际水质比淋滤液更为复杂多变。K_8砂岩含水层和K_3灰岩含水层的水化学类型分别为HCO_3-Na型和SO_4-Na型,与对应的淋滤液水化学类型差异较大;但K_2和O_2f灰岩含水层的实际水化学类型与淋滤液基本一致。二叠系K_8砂岩含水层中主要的水岩相互作用为溶解斜长石为主,部分区域中可能存在少量的硫酸盐溶解反应。太原组K_3灰岩含水层中的水岩相互作用主要为方解石和白云石矿物的溶解,以及部分硫酸盐和钠盐的溶解反应。太原组K_2灰岩含水层和奥陶系峰峰组O_2f灰岩含水层中主要的水岩相互作用均为方解石、白云石和硫酸盐的溶解,以及局部地段的脱硫酸作用。