锡石多金属硫化矿沉降特性试验研究

针对锡石多金属硫化矿磨矿过程中出现的锡石“过磨”问题, 从研究锡石多金属硫化矿沉降特性入手, 考察了沉降时间、沉降高度和矿浆浓度对沉砂产率的影响, 获得不同粒级磨矿产品沉降规律, 为提高分级效率和降低锡石“过磨”提供理论指导。     

高浓度浮选的空气分散和悬浮特性研究

浮选是重要的选矿方法之一,矿浆浓度是影响浮选过程的重要工艺参数。高浓度浮选技术可降低水和药剂的消耗、提高设备处理量和浮选速率,研究高浓度浮选具有重要实际意义。某稀土选厂的矿石密度为3.6 g/cm3,粗选Ⅰ和粗选Ⅱ的给矿浓度分别为57%和51%,属于典型的高浓度浮选。对该选厂粗选Ⅰ和粗选Ⅱ的2台JJF-24浮选机进行了空气分散度和矿浆悬浮性能的测定。结果表明：槽体内表观空气分散度能达到3.8,纵截面空气分散度最低也能达到2.9,浮选机槽内空气分散效果较好;槽体内矿浆呈悬浮状态,不均匀分布,在不同深度截面出现了显著的分层现象;随着截面深度增加,空气分散度与矿浆浓度的变化表现出一定的相关性,可进一步探讨高浓度矿浆的纵向分层与空气分散度之间的联系,以及2者对浮选指标的影响。     

锡石多金属硫化矿降砷的探讨

通过对毒砂矿物性质的分析,探讨硫化矿降砷及锡石多金属硫化矿选别试验,得出锡石多金属硫化矿浮选降砷的有效抑制剂为TS-1新药剂。用云锡摇床处理硫精矿降砷效果好,除砷效率接近80%。     

微细粒锡石浮选药剂筛选及选矿工艺研究

本文针对内蒙某锡多金属硫化矿中微细粒锡石回收进行了选矿试验研究。在工艺矿物学研究基础上,进行了脱泥、脱硫等预处理,优化了锡石浮选环境,开展了药锡石浮选含钙脉石矿物的抑制剂和锡石高效捕收剂筛选研究。最终采用"脱泥-浮硫-浮锡"的全工艺流程,在入选锡品位0.55%的情况下,可以获得浮锡精矿锡品位6.52%,回收率68.56%的技术指标,实现了微细粒锡石的有效富集,为微细粒锡石资源高效利用提供技术依据。     

某锡石多金属硫化矿选矿工艺研究

对某锡石多金属硫化矿进行了“浮选—重选”和“重选—浮选”的选矿工艺流程研究,结果表明两流程均可产出锡粗精矿以及富中矿,锡总回收率61.81%-67.90%;并获得含铜5.22%-7.04%的铜粗精矿,铜回收率为70%-78%,实现了资源综合利用。采用“阶段磨矿、阶段选别的浮选—重选”联合流程更适于处理此矿石。     

Y89黄药用作锡石多金属硫化矿全硫浮选捕收剂

针对某选厂锡石多金属硫化矿的矿石性质和全硫浮选工艺特点 ,开展了用高效捕收剂Y89-6黄药代替异丁基黄药作全硫浮选捕收剂的试验研究和生产应用。结果表明 ,新捕收剂Y89-6黄药的捕收力强 ,硫化矿上浮速度快 ,硫的脱除率高 ,有利于缩短浮选时间 ,提高浮选机的处理量 ,是比异丁基黄药更优的适应锡石多金属硫化矿的全硫浮选捕收剂     

某萤石选矿厂浮选流程改造实践

某萤石选矿厂原采用浮选原则流程进行生产,存在中矿浮选给矿矿浆浓度和中矿低品位精矿回收率偏低的问题,影响资源利用率。通过在中矿浮选前增加1组水力旋流器、将低品位中矿返回低品位粗选进行流程改造,同时调整浮选药剂制度。工业试验结果表明,改造后,低品位浮选给矿浓度由11. 06%提高到20. 95%,低品位精矿CaF_2品位77. 90%、回收率13. 06%,相比改造前低品位精矿CaF_2品位77. 43%、回收率6. 12%,在低品位精矿CaF_2品位略微提升的前提下,回收率提高了6. 94个百分点,极大地提高了低品位精矿的回收率,经济效益明显。     

某铜硫砷锡多金属矿选矿工艺研究

针对某含铜硫砷锡多金属矿矿石的工艺矿物学特征,采用"混合浮选回收硫化矿物-分级重选回收锡石-脱泥浮选回收细粒锡石"工艺流程,综合回收铜、硫、砷、锡等有价金属。硫化矿混合精矿采用组合抑制剂CaO+FN有效分离铜砷,得到砷含量小于0.5%的铜精矿,采用阶段分级重选处理硫化矿,浮选尾矿得到锡精矿、可弃尾矿和进入脱泥浮选作业的-0.053 mm摇床尾矿。全流程闭路试验获得了良好的试验结果,为矿山开发建设提供了可行性依据设计建厂依据。     

细粒锡石浮选的试验研究和工业化应用

对云南某选矿厂硫化矿系统的泥化矿进行了选矿试验研究,通过旋流器脱泥、浮选除硫、锡石浮选的工艺,从锡品位为0.380%的给矿中获得了品位和回收率分别为8.47%和43.10%的锡精矿,锡石浮选作业回收率为78.13%。工业生产试验取得了与室内试验较为接近的指标,其结果进一步证明了锡石浮选工艺处理此类细粒级锡石具有明显的优势。     

云锡某低品位难选锡矿泥重-浮联合选矿工艺试验研究

对云锡某低品位难选锡矿泥开展选矿试验研究,根据试料性质,采用离心选矿机预选富集并脱泥、浮选除硫化矿物、锡石浮选的工艺流程,有效的回收了细粒锡石;流程试验获得给矿锡品位0.21%,锡精矿品位6%、泥矿系统回收率40.43%,锡石浮选作业回收率76.28%的良好指标。     

某难选高砷硫化铜矿的浮选试验研究

分析了某难选、高砷多金属硫化铜矿石的特点,即有用矿物成分多、品位较低.经过初步浮选试验研究,采用混合浮选再分离的工艺流程,获得品位25.66%、回收率73.39%的铜精矿,为进一步深入试验做好了准备.     

低品位高硫铝土矿浮选脱硫磨矿工艺研究

针对典型的低品位高硫铝土矿,通过实验室磨矿试验、粒度分析、工业试验深入考察了低品位高硫铝土矿浮选脱硫磨矿工艺。研究表明,低品位高硫铝土矿矿石较普通低品位铝土矿粒度大,可磨性差;工业试验采用两段磨矿工艺较一段磨矿工艺对矿石过磨严重,对浮选脱硫存在一定影响;采用一段磨矿工艺在原矿硫含量为1.92%条件下,获得了精矿中硫含量0.19%,硫脱除率达到90.92%的良好指标,达到了氧化铝生产对硫含量的要求,为低品位高硫铝土矿浮选脱硫工业生产提供了参考依据。     

Flotation of mixed copper oxide and sulphide minerals with xanthate and hydroxamate collectors

Sherwood Copper’s Minto Mine processes a high grade copper–gold deposit in Yukon, Canada. The ore mined is from a primary copper sulphide deposit with separate additional deposits of copper oxides. In conjunction with Ausmelt Chemicals, Minto is currently investigating options to recover copper oxide and sulphide minerals using flotation by blending their primary sulphide ore with oxide ores. The blend used in this laboratory scale investigation was 70% sulphide ore and 30% oxide ore on a weight basis. The copper sulphides present in the blend were bornite and chalcopyrite, while the oxides were malachite and minor azurite.From previous flotation investigations of mixed copper oxide and sulphide minerals using xanthate and hydroxamate collectors it was hard to distinguish the impact of the alkyl hydroxamate collector on sulphide recovery as the sulphide and oxide minerals occurred naturally together. In the case of the Minto operation the copper oxide and sulphide minerals occur in separate ore deposits and can be treated separately or blended together. This investigation has shown that using n-octyl hydroxamates (AM28 made by Ausmelt Limited) in conjunction with traditional sulphide collectors can successfully simultaneously recover copper sulphides and oxides by flotation from blended ore minerals. The copper sulphide recovery did not decrease when processing the blended ore compared to treating the sulphide ore independently. At a blend of 70% sulphide ore and 30% oxide ore, the rougher scavenger copper recovery was as high as 95.5%. The copper recovery from the blended ore using a mixture of collectors was shown to be superior to the recovery obtained using only xanthate after controlled potential sulphidisation.     

不同磨矿介质对金川铜镍矿浮选的影响研究

以金川硫化铜镍矿石为研究对象,通过浮选试验研究了不锈钢球、锆球、铸铁球三种介质磨矿时硫化铜镍矿石的浮选行为。结果表明,锆球磨矿可获得最高的回收率,铸铁球磨矿时脉石上浮量大。使用AFM、ICP等研究了磨矿产品表面形貌、电化学性质等的差异,结果表明,锆球磨矿时颗粒表面较为平整,矿浆电位较高,铸铁球磨矿时,颗粒表面较为粗糙,矿浆中检出较多铁离子,矿浆电位较低,这些差别导致了矿石浮选行为的差异。     

Assessment of the floatability of chalcopyrite,molybdenite and pyrite using biosolids and their main components as collectors for greening the froth flotation of copper sulphide ores

Biosolids and representative compounds of their main components – humic acids, sugars, and proteins – have been tested as possible environment-friendly collectors and frothers for the flotation of copper sulphide ores. The floatability of chalcopyrite and molybdenite – both valuable sulphide minerals present in these ores – as well as non-valuable pyrite was assessed through Hallimond tube flotation tests. Humic acids exhibit similar collector ability for chalcopyrite and molybdenite as that of a commercial collector (Aero 6697 promoter). Biosolids show more affinity for pyrite. The copper recovery (85.9%) and copper grade (6.7%) of a rougher concentrate obtained using humic acids as main collector for the flotation of a copper sulphide ore from Chile, were very similar to those of a copper concentrate produced by froth flotation under the same conditions with a xanthate type commercial collector. This new and feasible end-use of biosolids and humic acids should be new environment-friendly organic froth flotation agents for greening the concentration of copper sulphide ore. Now, further research is needed in order to scale current laboratory assays to operational mining scales to determine efficiencies to industrial scale.     

云南水源地区某氧化铜矿石选矿试验

云南水源某铜矿石铜品位为0.88%,56.6%的铜以硫化铜形式存在,43.4%的铜以氧化铜形式存在。矿石矿物组成复杂、泥化现象严重。为给该铜矿石的合理开发利用提供参考,进行了先浮选硫化铜矿物再浮选氧化铜矿物的工艺流程试验。结果表明,在磨矿细度为-200目占80%条件下,以CaO(加入磨机中)和水玻璃为抑制剂、丁黄药为捕收剂经1粗2精硫化铜浮选,硫化铜浮选尾矿经水力旋流器脱泥后,沉砂以硫化钠为活化剂、羟肟酸钠+丁黄药为捕收剂经1粗2精2扫氧化铜浮选,获得的混合铜精矿铜品位为20.13%、回收率为72.81%。氧化铜浮选前经水力旋流器脱泥减轻了矿泥在矿浆中的循环、积累现象,使精矿由四级品提高到三级品,具有较好的经济效益。     

西藏甲玛铜多金属矿选矿厂设计与生产实践

选矿厂位于西藏高原,处理原矿属含铜、铅、锌、钼等复杂难选多金属矿。文章简要介绍了原矿的工艺矿物学特性,并描述了各种矿物采用不同的浮选药剂时的理论浮选效果。生产表明,设计采用分段浮选、分段回水、部分回水处理后返回的选矿工艺流程实现选矿厂废水零排放的方案可行,经济合理。文章也对选矿厂设计方案与生产实践作了详细介绍,并总结了设计与建设高原型矿山的实践经验。     

某微细粒嵌布复杂铁矿的选矿工艺流程研究

矿石中铁矿物主要以不规则状产出,粒度以微、细粒为主,嵌布关系复杂,且矿物种类繁多,主要为赤铁矿、假象赤铁矿,其次为磁铁矿、褐铁矿、针铁矿及少量菱铁矿,尚有微量磁赤铁矿、自然铁、磷铁矿等;脉石矿物主要为石英,其它是辉石、绿泥石、云母、长石、黏土矿物等;本研究采用合理多段、适当细磨工艺,强化微、细粒赤铁矿及假象赤铁矿的回收。试验推荐重选—磁选—反浮选联合流程,获得品位为67.79%、回收率为83.23%的铁精矿。     

微细粒人造硫化锌矿的选择性絮凝试验研究

人造硫化锌矿为冶炼废水处理过程产生的中和渣经水热硫化合成后生成的一类硫化物。由于其粒度细,表面自由能高,各组分互相团聚,很难用浮选的方法进行分离。试验采用选择性絮凝的方法,在酸性条件下,用六偏磷酸钠作为分散剂,用糯米淀粉作为絮凝剂,能使硫化锌矿锌的品位由14%提高至28%左右,回收率达到90%。通过絮凝前后硫化矿的XRD图谱对比分析发现絮凝后的硫化矿中,硫化锌的特征峰较絮凝前高且尖锐,可知絮凝后的硫化锌更加接近天然闪锌矿,为后续提取作业创造了条件。     

硫化铜矿实验室试验浮选过程模型的建立及优化

根据化学反应动力学的基础方程,推导了一种用于硫化铜矿浮选理论研究的浮选过程模型,利用实验室浮选试验的结果对此模型进行的回归分析和1stOpt软件对此模型进行拟合和优化的结果表明,当K0=1.314,Q=0.426,ε∞=93.937时,该数学模型对实际浮选结果的相关系数R2达到了0.999,说明该模型与其它浮选过程模型相比更能有效模拟硫化铜矿实验室浮选试验的浮选过程。