澳大利亚某锂辉石矿石浮选试验

的基础上进行了浮选试验。结果表明，矿石在磨矿细度为-74 μm占74%、加药与浮选温度均为25 ℃左右的情况下，采用1次浮选流程浮选易浮矿物（碳酸钠用量为1 500 g/t、环烷酸皂为20 g/t），2粗2精浮选流程浮选锂矿物（粗选1氢氧化钠用量为900 g/t、氯化钙用量为170 g/t、-YS07用量为756 g/t、柴油用量为100 g/t，粗选2氢氧化钠用量为100 g/t、氯化钙用量为30 g/t、-YS07用量为50 g/t），最终获得Li2O品位为5.58%，Li2O回收率为82.11%的锂精矿。     

澳大利亚某锂辉石矿石浮选试验

的基础上进行了浮选试验。结果表明，矿石在磨矿细度为-74 μm占74%、加药与浮选温度均为25 ℃左右的情况下，采用1次浮选流程浮选易浮矿物（碳酸钠用量为1 500 g/t、环烷酸皂为20 g/t），2粗2精浮选流程浮选锂矿物（粗选1氢氧化钠用量为900 g/t、氯化钙用量为170 g/t、-YS07用量为756 g/t、柴油用量为100 g/t，粗选2氢氧化钠用量为100 g/t、氯化钙用量为30 g/t、-YS07用量为50 g/t），最终获得Li2O品位为5.58%，Li2O回收率为82.11%的锂精矿。     

河北某泥化黄铜矿浮选脱泥-微泡浮选试验研究

为提高选别回收率, 采用浮选脱泥、泥砂分选流程对河北某泥化黄铜矿进行了选矿试验研究。对于含泥泡沫, 以CMC与酸化水玻璃为组合抑制剂, 通过一粗三精二扫浮选柱浮选试验, 实现了该泥化黄铜矿的浮选分离, 最终获得精矿铜品位19.79%; 对脱泥尾砂进行后续再磨浮铜探索试验, 最终尾矿品位可降至0.11%左右。     

某高钙镁硅酸盐型铜矿石脱泥方法试验研究

针对高含量细泥对承德某硫化铜矿选矿指标的不利影响,对该铜矿石分选的脱泥方法及泥的处理方式进行了探索试验。通过加入起泡剂的浮选脱泥、物理脱泥、两段泥混合处理和两段泥单独处理的对比试验,确定的工艺流程为先采用一段粗磨后加入起泡剂的浮选脱泥,再磨后采用38μm分级的物理脱泥得到第一段泥、第二段难选-38μm的细泥和第二段+38μm脱泥后的颗粒,将3种产物分别处理,得到铜精矿品位18.023%,回收率78.594%。     

抑制剂EMY-01在高黏土型黄铁矿浮选分离中的应用

黏土矿物主要包括高岭石、叶蜡石、蒙脱石、绿泥石、滑石等层状结构铝硅酸盐矿物.这些矿物通常硬度低,在磨选过程中易浮易泥化,恶化目的矿物的浮选环境.易浮黏土矿物的新型高效选择性抑制剂的开发和应用,是高黏土型矿石稳定有效选别的技术关键.针对西南某高黏土型黄铁矿的硫硅浮选分离,基于黏土矿物的结构性质,研发了非硫化物铝硅酸盐脉石...     

某镍钼矿浮选试验研究

研究了张家界某镍钼矿1段磨矿细度和粗浮药剂制度,简述了磨矿、浮选流程的确定。粗磨产品2粗3精浮选、再磨的中间精矿2次精选、中矿顺序返回闭路流程处理该矿石,可以获得钼品位为2.21%、回收率为84.53%的钼精矿。用盐酸溶解钼精矿中的磷灰石,可获得钼品位为5.73%、作业回收率为93.34%的钼精矿。     

安徽某富蛇纹石铜矿选矿试验研究

以安徽某含铜磁黄铁矿-蛇纹石(滑石)矿为研究对象,考察了磨矿细度、捕收剂种类、抑制剂种类、中矿再磨再选工艺等因素对铜矿浮选的影响。磨矿细度-0.074 mm粒级占84%、Z200+丁黄药为组合捕收剂、糊精为抑制剂,采用一粗两扫三精、中矿再磨再选浮选流程可获得铜精矿品位17.21%、回收率86.30%的指标,有效解决了该铜矿资源硅酸盐脉石泥化问题。     

钙镁矿物抑制硫化矿自燃机理的研究

由于钙镁矿物对硫化物的氧化具有明显的抑制作用,因此当硫化矿的顶、底板含有钙镁矿物或与硫化矿伴生,则此类硫化矿不易发生火灾,本文在论述钙镁矿物的阻燃机理的基础上,对钙镁物质抑制硫化矿自然作用做了一系列试验,进一步阐明了钙镁矿物的阻燃作用机理。根据此原理,证明水泥浆具有防灭火作用,可作为硫化矿防灭火材料。     

钙镁离子对胶磷矿浮选影响机理探讨

金属阳离子因其活性易生成一些新产物,抑制、活化某种矿物而影响浮选过程。磷矿浮选中,大量钙镁离子的存在会显著影响浮选,浮选效果变差。通过添加钙镁离子浮选试验,接触角、吸附量的测定及傅立叶红外光谱测试,结果表明：一定浓度的Ca₂ 、Mg₂ 离子会显著降低胶磷矿纯矿物的回收率,原因是在碱性矿浆中,钙镁浓度太高时,易生成氢氧钙(镁)的溶胶或沉淀,吸附于矿物表面,致使矿物表面有效成份油酸络合物减少,捕收剂吸附量降低,疏水性减弱,胶磷矿浮选效果变差。     

不同价态杂质离子对黄铜矿浮选的影响机理研究

随着淡水资源的匮乏,选矿回水逐渐用于浮选黄铜矿,回水中存在的杂质离子会影响黄铜矿浮选指标。因此,以Na+、Ca2+、Al3+为例,研究不同价态的杂质离子对黄铜矿浮选的影响及其作用机理。试验结果表明:NaCl对黄铜矿可浮性有较强的促进效果,高浓度CaCl2对黄铜矿可浮性有明显抑制作用,而AlCl3对黄铜矿可浮性有一定抑制作用,但影响不显著。黄铜矿表面接触角、Zeta电位及物相图表明:高浓度NaCl阻碍气泡兼并,增加矿浆起泡性,压缩矿物表面双电层,减小气泡到达矿物表面的能量壁垒,促进气泡-颗粒的附着,提高黄铜矿可浮性;CaCl2对黄铜矿浮选的抑制作用是在溶液中形成了亲水的Ca2+羟基络合物(Ca(OH)+),通过很强的亲和力吸附于黄铜矿表面,降低了黄铜矿表面的Zeta电位负值,进而降低其表面疏水性,抑制黄铜矿浮选;AlCl3对黄铜矿浮选的抑制作用主要是因为形成的亲水氢氧化铝沉淀附着于黄铜矿表面,导致黄铜矿表面疏水性减弱,但由于形成沉淀浓度较低,对黄铜矿表面电位和浮选作用有限。     

黄铜矿与磁黄铁矿浮选分离行为及机理研究

通过黄铜矿与磁黄铁矿的单矿物浮选试验,研究矿浆pH、捕收剂丁黄药、抑制剂石灰对其浮选行为的影响。利用红外光谱、循环伏安测试技术,研究其浮选分离的机理。单矿物浮选试验结果表明黄铜矿和磁黄铁矿浮选分离的最佳条件为pH=10,丁黄药浓度为20 mg/L,石灰浓度为300 mg/L。红外光谱测试结果表明丁黄药在矿物表面氧化生成双黄药并通过化学吸附吸附在矿物表面,石灰在磁黄铁矿表面生成氢氧化钙和硫酸钙组成的钙膜。循环伏安测试表明在未添加丁黄药时黄铜矿表面氧化生成疏水的硫单质和硫化铜,磁黄铁矿表面会生成亲水的氢氧化物。     

四川某稀土矿选矿试验研究

针对四川某稀土矿选矿工艺存在的稀土回收率低的问题,开展了一系列选矿试验研究。试验结果表明,在矿浆质量浓度为30%,粗选NaOH用量为600g/t,水玻璃用量为3000g/t,EF1106用量为3500g/t,起泡剂用量为60g/t情况下,采用一粗、三精、两扫、中矿按顺序返回的选矿流程,可获得稀土REO的品位和回收率分别为66.32%和79.88%的稀土浮选精矿。与该选厂的生产指标相比,稀土回收率提高了13.93%。     

钛渣中钙钛矿浮选性能的研究

含钛高炉渣中钛组分弥散分布于多种矿物相中,通过优化热处理条件可使钛富集于充分结晶长大的钙钛矿相中。研究了捕收剂油酸、羟肟酸、十二烷双甲基膦酸捕收剂和氟硅酸钠、水玻璃抑制剂以及浮选时间对改性渣中钙钛矿浮选的影响。     

提高某选厂钨细泥钨回收率的试验研究

某选厂钨细泥产品中,WO3在白钨矿、黑钨矿和钨华中的分布率分别为41.85%、58.06%和0.09%,其中90%的钨分布于30μm以下的粒级,且该钨细泥为白钨加温精选-摇床重选后的尾矿,若直接浮选选别难度较大。经试验研究,确定采用预先脱泥脱药—浮选工艺流程。结果表明,可从含WO34.14%的钨细泥给矿,获得WO3品位为35.20%、回收率为86.34%的钨细泥精矿。     

硅酸盐矿物浮选过程的理论模拟

由于硅酸盐矿物在各类矿物加工中具有十分重要的地位,几乎所有的矿物加工过程都涉及有用矿物与硅酸盐矿物的浮选分离过程,开展硅酸盐矿物的浮选,尤其是复杂矿物体系硅酸盐浮选的实践与理论研究,具有重要的意义。本文结合本课题团队对烷基胺类浮选药剂在云母类层状硅酸盐矿物表面吸附的分子动力学模拟,重点阐述了计算模拟研究方法、理论与力场等,通过研究捕收剂/水/矿物体系的动力学过程,了解捕收剂在矿物表面的吸附形态、疏水性和疏水链等物理性质。     

东川某铜锌多金属矿石浮选试验

东川某铜锌多金属矿石含铜1.12%、锌1.23%,锌主要以闪锌矿的形式存在,铜主要以氧化铜的形式存在,氧化率较高。为确定该矿石的选矿工艺流程,对其进行了浮选试验。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占60%的情况下,以异丁基黄药为捕收剂,经1粗1扫2精流程选锌,选锌尾矿再磨至-0.074 mm占94%的情况下,以硫化钠+硫酸铵为活化剂,异丁基黄药为捕收剂,经1粗1扫3精流程选铜,可获得锌品位为40.02%、锌回收率为80.37%的锌精矿,以及铜品位分别为35.21%、铜回收率为81.42%的铜精矿。     

季铵盐捕收剂对铝硅矿物的浮选行为

通过单矿物浮选试验、动电位测定及红外光谱分析研究了十二烷基三甲基氯化铵、十六烷基三甲基溴化铵和十八烷基二甲基苄基氯化铵3种季铵盐捕收剂对铝硅矿物一水硬铝石、高岭石、叶蜡石和伊利石的浮选行为和作用机理.结果表明:在碱性条件下,以季铵盐为捕收剂可实现一水硬铝石与3种硅酸盐矿物的反浮选分离;一水硬铝石、高岭石、叶蜡石及伊利石的等电点分别为pH6.0、3.4、2.3、3.2,随着矿浆pH值提高,这些矿物的表面动电位均呈负增加;季铵盐捕收剂主要靠静电作用吸附在一水硬铝石、高岭石、叶蜡石及伊利石表面.     

河北某低品位难选萤石矿浮选工艺研究

河北某萤石矿因原矿品位低、萤石与石英嵌布粒度极细、有一定程度的风化而难选,原选矿生产只能获得CaF₂品位在88%左右的精矿,影响销售。为此,对该矿石重新进行了选矿工艺试验研究。试验针对矿石特点,采用一次精选精矿再磨、7次精选的浮选流程,可获得CaF₂品位为97.23%,SiO₂含量为2.36%,CaF₂回收率为70.56%的萤石精矿,提高了精矿质量,为企业扩大产品市场空间提供了技术支持。