入料组成对细粒煤泥浮选的影响

为了研究+0.074 mm粒级煤泥粒度与含量对-0.074 mm粒级煤泥浮选的影响规律,提高-0.074 mm粒级煤泥的分选精度。分别将0.5~0.25、0.25~0.125、0.125~0.074 mm 3种粒级煤泥按不同比例添加入-0.074 mm粒级煤泥中,并进行了浮选试验、泡沫稳定性试验、精煤水回收率试验,研究了浮选入料组成对浮选泡沫稳定性、精煤水回收率及-0.074 mm粒级煤泥浮选指标的影响规律。     

广东某含铜污泥冶炼渣富集工艺研究

某含铜污泥冶炼渣（以下简称铜渣）含铜3.50%,铜主要以金属铜和铜镍锡合金的形式存在,含铜物质嵌布粒度粗细不均匀,其中-0.01mm难选粒级占55%左右。对该铜渣开展浮选工艺研究,考察了磨矿细度、粗选pH和丁基黄药用量等条件对浮选指标的影响,并进行了全粒级浮选和筛分—浮选流程的开路对比试验。结果表明,在磨矿细度为-0.075 mm占85.76%的条件下,以丁基黄药为捕收剂,松醇油为起泡剂,全粒级开路浮选最终可获得铜品位为20.56%、铜回收率为65.98%的铜精矿;而筛分—浮选最终可获得铜品位15.65%、铜回收率56.52%的浮选铜精矿和铜品位22.56%、铜回收率18.63%的+0.15 mm产品,铜的综合回收率达75.15%,尾矿铜品位降低至0.49%。全粒级闭路浮选中矿易累积,而筛分—浮选闭路试验流程稳定,最终+0.15 mm产品和浮选精矿的综合铜回收率为85.15%、铜品位为11.90%,满足回炉冶炼要求。     

内蒙古某复杂多金属硫化矿选矿技术研究

对内蒙古某铜铅锌多金属硫化矿石进行了浮选试验研究。采用"铜铅混合浮选-铜铅分离-尾矿再选锌"的工艺流程,在磨矿细度-0.074 mm粒级占80%条件下,优化药剂制度,获得了铜精矿铜品位20.14%、铜回收率40.27%,铅精矿铅品位62.46%、铅回收率93.56%,锌精矿锌品位48.84%、锌回收率89.27%的选别指标,银总回收率达到了88.01%。     

江西某低品位复杂铜钨多金属矿石浮选工艺研究

江西某铜钨复杂多金属矿石铜品位为0.11%、硫品位为1.16%、WO₃含量为0.22%。矿石中白钨矿、黄铜矿均以中细粒嵌布为主,白钨矿在0.01~0.3 mm粒级占79.55%,黄铜矿在0.01~0.3 mm粒级占81.83%。为给该矿石的开发利用提供依据,在矿石性质分析基础上,采用铜硫混合浮选-分离浮选、混浮尾矿浮钨的工艺流程进行了试验。结果表明：原矿磨细至-0.074 mm占65%,以水玻璃为抑制剂、SN-9为捕收剂、BK201为起泡剂经2粗3精2扫铜硫混合浮选,混合浮选精矿以石灰为抑制剂、Z-200为捕收剂经1粗4精2扫铜硫分离浮选,混合浮选尾矿以碳酸钠为调整剂、水玻璃为抑制剂、W-1205为捕收剂经1粗3精3扫常温钨浮选,常温浮选精矿经1粗5精2扫加温（90 ℃）钨浮选,获得的铜精矿铜品位为24.13%、回收率为68.90%,硫精矿硫品位为36.15%、回收率为60.77%,钨精矿WO3品位为62.24%、回收率为73.68%,试验指标较好,可以作为该铜钨多金属矿开发利用的技术依据。     

某低品位铜矿磨机给矿预先分级—浮选试验

铜矿物过磨是浮选时铜损失的原因之一.磨机给矿预先分级—粗粒磨矿—合并再浮选工艺可在一定程度上减少磨矿过程中-10μm难选矿泥的产生,减少-10μm粒级铜浮选损失,从而提高铜的回收率.进行了某低品位铜矿的磨机给矿直接磨矿浮选与磨机给矿预先分级—粗粒磨矿—合并再浮选对比试验.闭路试验结果表明,控制铜精矿的铜品位相当时,磨机...     

用巯基捕收剂及其混合物从Okiep矿石中浮选硫化铜矿

本文研究了巯基捕收剂（黄药、黑药、二硫代氨基甲酸酯及其混合物）对富含斑铜矿的Okiep铜矿石浮选的影响.该矿石铜品位为1.8%.用分批浮选试验评价了捕收剂对浮选指标的影响,其中包括精矿产率、水回收率、铜回收率、铜品位和Klimpel浮选速率常数.试验结果表明,二硫代氨基甲酸二乙基酯（di-C2-DTC）是硫化矿物的弱捕收剂.用二乙基硫代磷酸盐（di-C2-DTP）捕收剂时获得的精矿铜回收率最高,泡沫含有较多的水,精矿铜品位较低,这种捕收剂除了具有捕收能力外还具有一定的起泡性质.在捕收剂用量为0.139 mol/t时,用90?-X：10%di-C2-DTP和90?-X：10%di-C2-DTC混合捕收剂获得的精矿铜回收率比单用C2-X要高.在捕收剂用量为0.0695 mol/t时,用90?-X：10%di-C2-DTC混合捕收剂获得的精矿铜品位比单用C2-X要高.     

微细粒级赤铁矿对反浮选的影响

通过现场浮选产品特性分析、人工混合矿浮选试验及显微动态吸附量测定,并借助于SEM及EDS等分析手段,系统研究了微细粒级赤铁矿恶化反浮选指标、造成浮选尾矿铁品位偏高的机制。现场浮选产品特性分析结果表明,浮选尾矿-0.010mm粒级的产率为23.11%、铁矿物的单体解离度为80.43%,金属分布率达31.08%,是导致浮选尾矿品位偏高的主要部分。-0.010mm粒级赤铁矿与不同粒度、不同质量分数石英的人工混合矿浮选试验结果表明,当-0.010mm赤铁矿质量分数为40%时,赤铁矿粒度对浮选指标恶化影响最小。显微动态吸附量测定结果表明,当赤铁矿与石英粒度相近、含量相差很大,或者两者粒度相差很大、赤铁矿含量为40%时,赤铁矿与石英间的吸附较小,对反浮选的影响较小。     

铜浮选专家控制系统设计与应用

针对国内某选矿厂铜浮选工艺泡沫速率不稳定,精矿品位波动大,回收率不理想等特点,设计了一套浮选专家控制系统,该系统结合泡沫影像分析技术,在线品位分析技术,PID控制与模糊逻辑控制技术。系统架构简明合理,逻辑层次清晰有效,投入运行一段时间后,在不同原矿品位前提下,都能实现稳定泡沫速率,减少精矿品位波动,提高回收率等指标优化,同时药剂添加量也有明显减少。这表明该系统运行效果良好,值得应用推广。     

基于MLA分析的某铜矿石选矿工艺初步研究

采用自动矿物参数分析系统(MLA)分析了某矽卡岩型铜矿矿物组成、嵌布关系,测定了不同磨矿细度下原矿及混合精矿产品的粒度分布特征及解离度特征,并根据该结果对该矿石进行了选矿工艺初步研究,确定选矿流程为：磨矿、铜硫混合浮选、粗精矿再磨、铜硫分离浮选。结果表明,在磨矿细度-74μm粒级占70%、再磨细度-20μm粒级占75%条件下,可以得到铜品位20.88%、铜回收率70.42%、银品位183.9 g/t、银回收率76.78%的铜精矿和硫品位32.65%、硫回收率91.47%的硫精矿。     

提高德兴铜矿泗洲选矿厂铜回收率的途径

针对德兴铜矿低品位矿石(铜品位0.31%)难磨难选的特点,在矿石性质分析的基础上开展了浮选试验研究。矿石黄铜矿主要呈浸染状分布,部分呈细小粒状分布于脉石中或被脉石包裹,少量黄铜矿与黄铁矿毗邻嵌布。全流程闭路浮选结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占61.60%,粗选石灰调矿浆pH值为8.0时,以Mac-12+丁黄药为捕收剂,经1粗2扫铜硫混合浮选,粗精矿再磨至-0.037 mm占68%,经1粗2精2扫铜硫分离浮选,获得的铜精矿铜回收率和品位分别为85.56%、27.27%,较现场当班铜精矿铜品位提高了1.68个百分点,铜回收率提高了3.95个百分点。提高矿浆pH值或优化捕收剂配比可改善粗选泡沫结构,提高浮选指标。     

某铜钼钨矿石选矿试验研究

对某含铜钼钨矿石进行了浮选分离工艺研究。该矿石为钨重选毛砂,除钨矿物外,还富含铜、钼等有价金属硫化矿物。根据矿石性质,采用铜钼混合浮选—铜钼分离的浮选工艺,综合回收矿石中的钨、铜、钼。铜钼混合浮选时,采用高效活化剂BK546,有利于矿石浮选脱硫,提高铜钼回收率,并减少钨的互含损失。闭路试验获得钼精矿含钼57.90%、铜0.68%、钼回收率96.44%;铜精矿含铜37.32%、回收率99.64%;钨精矿含WO₃ 68.12%、铜0.025%、钼0.005%、钨回收率97.30%。实现了矿石中钨、铜、钼的有效分离回收。     

复杂含银砷硫化铜矿浮选试验对比研究

针对云南某含银砷的硫化铜矿,查明了化学多元素、矿物组成、嵌布粒度和单体解离度等工艺矿物学特性,对比了混合浮选和等可浮选两种方案的选别指标.结果 表明,在原矿铜、砷、银品位分别为0.41％、1.82％、16.24 g/t条件下,等可浮选方案获得了铜品位为22.11％,铜回收率为66.32％的铜精矿,其中砷含量为0.45％...     

某含碳铜钨锡多金属矿选矿试验研究

针对Cu品位0.91%、WO_3品位0.25%、Sn品位为0.21%的某含碳铜钨锡多金属矿,采用优先浮铜工艺流程,通过闭路试验获得了产率为3.22%,Cu品位为25.11%、Cu回收率为89.16%的铜精矿;浮铜尾矿采用浮选脱硫-重选-强磁分离工艺流程回收锡、钨矿物,获得了WO_3品位为46.05%、Sn含量为3.80%、WO_3回收率为42.46%的黑钨精矿和Sn品位为58.03%、WO_3含量为6.25%、Sn回收率为42.07%的非磁精矿。与现场生产指标相比,铜精矿Cu品位提高了8.11个百分点;WO_3综合回收率提高了5.49个百分点,Sn回收率提高了4.07个百分点。     

国外某低品位含铁氧化铜矿选矿试验研究

国外某低品位含铁氧化铜矿氧化率高,绿泥石含量大、易泥化,铁含量较高。根据以上矿石性质,采用一次粗选、一次扫选、二次精选的硫氧混合浮选流程回收铜,浮选尾矿再经两段磁选回收铁,最终获得铜精矿铜品位17.04%、铜回收率52.65%,铁精矿铁品位62.62%、全铁回收率64.18%、磁性铁回收率92.96%的指标。     

钛磁铁矿对钛铁矿浮选的影响

钛磁铁矿对钛铁矿的浮选会产生非常不利的影响。单矿物研究结果表明:钛磁铁矿具有比钛铁矿更好的可浮性,浮选中会优先进入精矿,影响精矿品位,并增加药剂消耗;钛磁铁矿易产生磁团聚现象,造成机械夹带,包裹脉石的钛磁铁矿磁团聚体进入浮选精矿中会降低精矿品位和回收率。钒钛磁铁矿选铁尾矿实际矿样的试验结果表明:不除铁直接浮选钛时,精矿TiO2品位为44.02%,回收率为44.38%;而先经弱磁选除去钛磁铁矿后,采用相同的浮选流程和药剂制度,浮选精矿的TiO2品位提高到47.40%,回收率提高到52.64%。     

某新型抑制剂在铜锌分离中的试验研究

针对某复杂难选铜锌矿石,采用优先选铜原则流程进行铜锌分离,利用小分子有机抑制剂抑制锌矿物,分离效果良好。小型闭路试验可获得铜精矿含铜23.15%、铜回收率为77.61%、含锌5.61%,与常规锌组合抑制剂Zn SO4+Na2SO3相比,新药剂可使铜精矿中铜品位和回收率分别提高3.91和7.36个百分点、杂质锌的含量降低2.61个百分点,锌精矿的锌品位与回收率分别提高了0.66%、0.31%。     

高铁泥化氧化铅锌矿的浮选试验研究

针对广西某地高铁泥化氧化铅锌矿的特点,采用硫化-胺法优先浮选工艺进行了试验研究。研究表明:在不脱泥的情况下,以六偏磷酸钠为分散剂,硫化钠用量3 kg/t,矿浆pH=9时,以混合胺为捕收剂,能够有效实现氧化铅矿的浮选;氧化锌矿以硫酸铜为活化剂,丁基黄药为捕收剂也能获得较好的浮选效果。在铅、锌给矿品位为3.54%,5.86%条件下,采用该浮选工艺获得了铅品位45.23%,回收率73.51%;锌品位40.56%,回收率为76.21%的浮选指标。     

攀西某选铁尾矿选钛试验

为回收利用攀西某选铁尾矿中的钛铁资源,针对该矿矿石性质进行了两段强磁+浮选和隔渣+两段强磁+浮选两种方案的工艺试验对比研究,两种流程开路浮选试验均可获得TiO2品位大于47%的钛精矿,采用隔渣+两段强磁+浮选流程精矿产率和回收率指标较好。在试验室开路试验的基础上进行浮选闭路连选试验,研究结果表明,在原矿TiO2品位为9.59%的情况下,采用隔渣+两段强磁+浮选流程,最终获得了产率8.54%、TiO2品位46.13%、回收率21.63%的钛精矿。     

云南楚雄某低品位混合铜矿浮选试验研究

云南楚雄某铜矿含铜0.46%,氧化率达14.91%,属于低品位混合铜矿。工艺矿物学研究结果表明有价矿物中铜以黄铜矿、斑铜矿、孔雀石和硅孔雀石的形式存在,脉石矿物以石英为主,白云石、方解石次之。矿物结构以中粒浸染为主,粗磨即可实现铜矿物的有效解离。通过对单因素(磨矿细度、丁黄药用量、硫化钠用量、二号油用量)条件试验的研究,获得粗选最佳条件为：磨矿细度70%-200目,硫化剂硫化钠用量200g/t,捕收剂丁黄药用量125g/t,二号油用量20g/t。在增加两次精选一次扫选的基础上进行全流程闭路试验获得铜精矿含铜Cu 22.10%,回收率83.12%的较好指标。     

国外某高硫低锌尾矿锌强化回收试验研究

国外某高硫低锌尾矿中含锌2.69%、含硫47.08%,脉石矿物主要为滑石并且含有大量黄铁矿,硫含量过高是导致该矿石浮选指标差的主要原因。实验室通过条件试验指出石灰用量不足、硫酸铜用量过大导致现场精矿Zn品位低,并通过调整药剂用量、使用组合捕收剂以及添加黄铁矿辅助抑制剂Kg-1显著提高了精矿Zn品位。在最佳药剂制度下,采用一粗三精一扫,中矿按顺序返回的闭路流程,其中扫选不添加石灰,其他药剂减半,三次精选均添加石灰500 g/t调节矿浆pH值,最终试验获得的闭路锌精矿产品中Zn品位为42.86%、Zn回收率为71.93%,达到选厂要求浮选指标,实现了对该高硫低锌尾矿锌的高效回收利用。通过闭路试验探究有无Kg-1的添加对闭路锌精矿Zn品位的影响,试验结果指出Kg-1的引入能有效阻碍浮选过程中黄铁矿的上浮,显著提高锌精矿Zn品位。相对于未加Kg-1的闭路试验,锌精矿Zn品位提升13.76%,说明Kg-1是一种有效的黄铁矿抑制剂。Kg-1是一种有机小分子抑制剂,其分子头基有硫亲固原子,通过水解产生R-CSS^-,能与被硫酸铜活化的黄铁矿表面的Cu²⁺和F...