张公岭选厂含金银硫化矿选矿工艺流程研究

在研究张公岭选厂含金银硫化矿综合利用选矿工艺流程方案时,从技术和经济两方面进行了全面考虑。技术上提出了原矿直接氰化浸出、原矿浮选—浮选精矿氰化浸出、原矿分步混合浮选和优先浮选四个方案,并比较了它们的特点。同时根据试验结果,进行了各方案的经济效益估算。最后综合经济、技术对比,推荐张公岭选厂采用优先浮选方案。     

多金属硫化矿选矿研究

某地多金属复杂硫化矿原矿含铜0.71%、铅3.08%、锌1.43%、黄铁矿15.57%,具有有用矿物品位低,嵌布粒度细,且共生关系密切,各硫化物易浮难分等特点。针对该矿石性质,进行了多种选矿工艺流程和药剂对比方案的试验研究。工艺流程结果表明,试验采用先全浮选-再分离浮选的工艺流程较佳,即先选出Cu、Pb、Zn、S混合精矿,然后再进行Cu-Pb部分优先浮选、Cu-Pb分离浮选、Zn-S分离浮选。铜、铅分离多种药剂试验表明,单用传统的重铬酸钾药剂抑铅浮铜,分选效果不佳,而配比羧甲基纤维素(CMC)的组合药剂,分离效果才好。Zn-S分离药剂采用简单价廉的石灰法即可。采用该流程和药剂制度最终可获得Cu、Pb、Zn、FeS2四种合格精矿,取得较好的试验结果。      

分步优先浮选法处理低品位硫化铜矿

紫金山铜矿属大型低品位硫化铜矿,矿石中目的矿物以蓝辉铜矿、铜蓝为主,且与细粒黄铁矿紧密共生。由于原矿品位低,铜的回收率对该矿的开发利用意义重大。试验研究在详细的工艺矿物学研究和多种工艺流程对比试验基础上,采用适合矿石性质的分步优先浮选流程,解决了矿石中主要目的矿物易过粉碎,而铜硫共生密切、难以解离的问题。分步优先浮选流程获得铜回收率９５．０３％ ,已接近岩矿鉴定推算的理论回收率。     

大厂100号矿体特富矿选矿优化流程的初步实践

根据大厂１００号矿体特富矿石的特性,分别制定了“磁—浮—重”和“磁—重—浮—重”两个原则流程,并将“磁—浮—重”流程应用于生产,采用无氰浮选工艺进行铅锌分离。生产实践表明,该工艺流程简单、投资少、建设周期短,基本解决了锡石与硫化矿分选粒度差别较大的矛盾,获得较好的选矿指标。１９９５年１～６月累计,锡、铅、锌的回收率分别达到８３．６０％、７９．４７％和８２．０７％,并获得较好经济效益。扩大试验结果表明,采用射流离心选矿机处理锡石细泥,无污染、成本低、效益好,生产上拟采用。     

新疆某铜矿选矿工艺流程研究

新疆某铜矿石含铜0.52%、含硫1.62%。优先浮选流程试验采用AP作捕收剂,获得了铜品位24.41%、回收率90.04%的铜精矿。混合浮选流程试验采用BK404作捕收剂,获得了铜品位24.59%、铜回收率91.28%的铜精矿。对两种工艺流程进行了对比分析。     

开发冬瓜山铜矿资源选矿原则方案探讨

冬瓜山铜矿石与冬瓜山和狮子山混合铜矿石的对比试验结果表明 ,冬瓜山铜矿石可以与狮子山铜矿石混合进行处理。首先采用选择性起泡剂BC浮出以滑石和蛇纹石为主的易浮脉石 ;然后使用选择性捕收剂BJ进行铜部分优先浮选 ,使用丁基黄药 +丁基铵黑药混合捕收剂强化铜硫混选 ;混合粗精矿再磨后应用BD1 组合抑制剂进行铜硫分离 ;混选尾矿经磁选和强化浮选脱硫 ,获得合格铜精矿、硫精矿和铁精矿。所提供工艺为合理开发冬瓜山铜矿资源提供了可靠依据     

铜铅锌铁矿选矿工艺流程研究

红岭铜、铅、锌、铁多金属矿,铜、铅品位低,铅仅为0.04%。为综合回收各种有用矿物,进行了选矿工艺流程试验。多方案工艺流程试验比较后推荐铜铅混合浮选再分离-混尾选锌-锌浮选尾矿弱磁选的工艺流程。该流程很好兼顾了各种目的矿物的回收,取得较好的工艺指标,铜精矿品位23.52%、回收率71.27%,铅精矿品位45.77%、回收率59.78%,锌精矿品位54.05%、回收率93.65%,铁精矿品位66.09%、回收率33.50%。     

硫化矿物硫化钠诱导浮选的电化学研究

本文研究了黄铜矿，黄铁矿的硫化钠诱导浮选行为。浮选实验，电化学研究表明，黄铜矿表现出较差的硫化钠诱导浮选行为，而黄铁矿则很好。硫化钠诱导浮选机理是由于ＨＳ－离子在矿物表面氧化产生疏水性的元素Ｓ０所致；硫化矿表面静电位的高低决定了ＨＳ－氧化成Ｓ０的可能性，黄铁矿表面静电位Ｅｍｓ高于ＨＳ－氧化成Ｓ０的电极电位，因而黄铁矿表现出良好的硫化钠诱导浮选特性；黄铜矿表面静电位低于这一电极电位，因而硫化钠诱导浮选性较差。     

德钦羊拉硫化铜矿石选矿工艺流程研究

对德钦羊拉嵌布复杂的硫化铜矿石进行选矿工艺流程试验。多方案比较后确定采用粗磨选择性浮选-中矿再磨流程,连续浮选试验获得铜精矿品位20．18％,回收率78．64％。造成金属损失的主要原因是矿石氧化率偏高,部分硫化矿物嵌布极细,磨矿不够细。     

蒙古某铜钼矿选矿工艺技术研究

针对蒙古某铜钼矿矿石进行选矿工艺试验研究.在条件试验的基础上,进行铜钼硫混合浮选和铜钼优先浮选工艺流程试验.通过流程方案对比,推荐采用铜钼优先浮选工艺流程.铜钼优先浮选工艺流程闭路试验获得铜品位24.32%、钼品位0.36%、含金8.65g/t、含银388 g/t,铜回收率96.77%、钼回收率81.04%、金回收率8...     

某锂辉石矿强化浮选及综合利用试验研究

针对川西某伟晶岩锂辉石矿原矿性质复杂的特点,对其进行了强化浮选分离及综合利用试验研究。通过三种流程方案对比,确定最优的选别工艺"阶段磨矿-阶段选别-组合捕收剂强化浮选分离技术",可分别获得产率为5.26%的云母精矿;Li_2O品位高达6.20%,回收率为87.34%的锂辉石精矿。通过对浮锂尾矿进一步回收长石的选矿工艺流程试验,可以获得K_2O+Na_2O含量为11.33%,作业回收率为85.77%,全流程K_2O+Na_2O回收率达到50.57%,Fe_2O_3含量只有0.21%的长石精矿,在一定程度上实现了此类难选伟晶岩型锂辉石矿的综合利用。     

无捕收剂浮选的半导体能带理论讨论

用量子力学计算得到了方铅矿(PbS)和黄铁矿(FeS_2)的半导体能带图,以及分子氧和HS-离子的HOMO和LUMO的能量。计算结果画成方铅矿和黄铁矿半导体与分子氧和HS-离子作用的能级图,从电子转移微观层次上解释这两类矿物的无捕收剂浮选机理(包括自诱导浮选和硫化钠诱导浮选)。结果表明,P型半导体(以黄铁矿为典型代表)具有良好硫化钠诱导浮选行为,N型半导体(以方铅矿为典型代表)具有良好自诱导浮选行为。电子载流子浓度(n_e)与空穴载流子浓度(n_p)之比值可以作为一个参数来判断无捕收剂浮选行为:n_c/n_p值大,自诱导浮选行为好;n_p/n_e值大,硫化钠诱导浮选行为好。     

紫金山铜矿选矿工艺流程论证

紫金山铜矿是我国近期探明的大型铜故之一。文中结合该矿迄今完成的选矿试验结果，论述了可采用的适应矿石性质的选矿工艺流程；对磨矿－浮选工艺流程方案，通过综合技术经济比较，推荐一段磨矿（－２００目占６０％）、分步优先浮选流程。     

滑石的晶体化学研究及其在有色金属硫化矿选矿中的浮选现状和实践

滑石是有色金属硫化矿选矿中常见的脉石矿物之一。从研究滑石的晶体结构出发,分析了滑石具有良好的天然可浮性的原因,及对有色金属硫化矿的浮选的影响。目前多采取利用有效捕收剂对滑石进行优先浮选的方法,来减少滑石对后续流程中金属矿物回收的影响。对某滑石含量为13%的铜锌矿进行了滑石优先浮选的应用实践,滑石优先浮选基本脱除了矿石中的易浮脉石,滑石精矿中的铜、锌品位分别为0.17%、0.81%,铜、锌在滑石精矿中的损失率分别为2.11%、2.63%。     

多金属复杂铜矿铜锌硫分离浮选试验研究

针对某复杂铜锌硫化矿石的综合回收开展分离浮选试验研究,试验研究结果表明:采用优先浮选流程,选用硫化钠、硫酸锌和亚硫酸钠合理组合抑锌选铜,最后从铜尾矿中选锌,实现了铜锌分离,获得了铜回收率73.18%、铜精矿品位22.21%,锌回收率67.55%、锌精矿品位43.20%的好指标。     

柿竹园多金属矿CF法浮选钨主干全浮选矿工艺研究

柿竹园钨、钼、铋、萤石复杂难选多金属矿选矿工艺流程诸多方案中,以主干全浮流程最简单、易操作管理、节省基建投资。ＣＦ法可同时有效浮选微细粒黑白钨矿,确保高的钨回收率,故有利于产品脱水、尾矿水处理及提高萤石回收率。     

低品位铜矿选矿工艺研究

对某低品位铜矿石的选别工艺进行了试验研究。通过浮选条件试验,确定采用一段粗磨(细度-74μm含量占51%)丢尾、闪速浮铜、铜硫混浮再磨分选流程,得到了含铜品位31.17%、铜回收率93.53%、伴生金回收率52.17%的铜精矿和含硫43.2%、回收率44.31%的硫精矿。结果表明,此选别工艺可有效处理该低品位铜矿石。     

低品位难选褐铁矿的浮选研究

对山东威海上夼铁矿低品位难选褐铁矿进行了反浮泥再浮选与常规脱泥法再浮选的方案试验研究，提出了反浮泥－浮选是低品位难选褐铁矿的可行与较佳的浮选方案。     

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.     

某高硫铅锌矿选矿工艺研究

本次试验针对某高硫铅锌矿石,采用石灰作为矿浆pH调整剂,控制矿浆pH值在9.0左右,Na2S+ZnSO4作为锌矿物的组合抑制剂,乙硫氮+Z-200作为铅矿物的组合捕收剂,采用铅、锌、硫依次优先浮选流程,获得了较满意的试验指标。