新型抑制剂在低碱条件下实现铜硫高效分离的试验研究

针对铜硫浮选分离过程中,大量添加石灰引起的管道堵塞、矿浆环境差等问题,开发了一种新型黄铁矿抑制剂BY,应用于缅甸某硫化铜矿浮选试验并获得了良好的指标。该矿石含铜1.40%、硫8.95%,主要含铜矿物为黄铜矿,含硫矿物为黄铁矿和磁黄铁矿。采用抑制剂BY通过一粗两精一扫的浮选工艺流程,获得的铜精矿Cu品位为25.13%、回收率为93.47%,S品位为33.97%、回收率为19.93%。与石灰相比,精矿中铜品位和回收率分别提高了0.99和0.16个百分点,硫品位和回收率分别降低了1.01和2.14个百分点,闭路试验粗选pH值可由12降低至9.7,可实现低碱环境中铜硫的高效分离。     

低碱下含硫化物的抑硫机理和行为研究现状

在国家“双碳”政策背景下，石灰煅烧生产伴随着大量碳排放，致使石灰行业受到冲击。有色金属行业因石灰作为重要的pH调节剂和强碱硫抑制剂，被石灰供应问题影响而受到波及；因此寻找有效的石灰替代品，研究和开发低碱硫抑制剂成为热点。在低碱硫抑制剂中，含硫化物的性质优越，低碱下对含硫矿物的抑制效果较好。本文基于“化学反应假说”和“电化学反应假说”介绍含硫矿物的上浮机理，总结含硫矿物的一般浮选行为；然后基于“电化学反应假说”，含硫化物通过在含硫矿物表面，取代阳极上的双黄药氧化生产反应，达到抑硫效果；最后分别总结了硫化物、硫氧化物和含硫低聚物的抑硫机理和行为。基于以上研究现状，总结含硫化物的作为低碱硫抑制剂的优劣势，指出应完善多硫化物对不同氧化程度、不同晶体结构含硫矿物的抑制行为和机理研究，开发新型含硫化物结构、进行组合抑制剂研究，强化多硫化物的抑硫效果。     

低碱下氯化氨抑制铜活化黄铁矿浮选机理研究

通过单泡浮选、吸附量测定、X射线光电子能谱(XPS)分析以及溶液化学计算研究了低碱环境下氯化铵抑制黄铁矿硫酸铜活化浮选的机理。单矿物和混合矿浮选结果表明,低碱条件下氯化铵能够有效抑制黄铁矿的铜活化浮选、提高锌硫分离效果。黄铁矿表面产物分析以及溶液化学计算结果表明,氯化铵抑制黄铁矿的铜活化浮选主要通过以下两个途径实现:在低碱性环境下,加入氯化铵后产生的酸碱缓冲对NH3-NH4+能够维持体系pH值,从而维持黄铁矿表面的羟基化程度,使黄铁矿被亲水抑制;NH3(aq)与Cu2+发生配合反应生成铜氨配合物的趋势很大,其能够与黄铁矿表面竞争消耗铜离子,削弱黄铁矿表面的铜离子吸附活化过程。为实现低碱锌硫浮选分离工艺提供了新思路,为在工业中实现低碱锌硫分离工艺奠定了理论基础。     

氯化铵浸出低品位菱镁矿试验研究

以辽宁海城低品位菱镁矿为原料,在750℃煅烧2 h,再进行磨矿,筛分,氯化铵溶液浸出镁试验。采用单因素变量法得到了该菱镁矿的最佳实验条件为：-74μm煅烧后氧化镁4 g,浸出温度90℃,固液比1∶11(g/mL),反应时间为60 min,氯化铵用量32.094 g,反应过程中,采用间隔加药方式,每10 min加一次氯化铵,添加量为5.394 g,浸出率可达89%,镁离子质量浓度为49.09 g/L。该工艺无腐蚀性,时间较短,浸出率较高,镁离子浓度高,应用前景广阔。     

矿浆电位对铜钼浮选分离的影响及机理分析

为探究矿浆电位对铜钼矿浮选的影响,采用黄铜矿、辉钼矿纯矿物作为样品,进行了矿浆pH、浮选药剂种类及用量对矿浆电位影响的研究。结果表明,黄铜矿上浮最佳矿浆电位为360 mV,pH为8。硫化钠、硫酸铵、碳酸钠三种调整剂按质量比1:1:1混合使用时,黄铜矿更易达到上浮电位区间。同时,当矿浆pH为9左右时,巯基乙酸能很好地抑制黄铜矿的上浮,并且对辉钼矿具有很好的选择性作用效果,有利于二者的分离。机理分析结果表明,在矿浆pH为8时,矿浆中生成大量的CuS是促进黄铜矿上浮的主要原因。     

循环利用氯化铵从氧化铜钴矿中回收铜钴

通过对氯化铵焙烧转化氧化铜钴矿-浸出-沉淀铜钴-氯化铵回收过程的研究,实现氯化铵的循环利用,达到回收富集铜钴及减少排放的目的。试验研究表明：在最佳工艺技术条件下,铜、钴回收率均达90%左右;氯化铵可从饱和的沉淀母液中冷却结晶出来,循环用于氧化铜钴矿的处理。因此,可实现氧化铜钴矿的低温、少废、高效开发利用。     

铵(胺)盐在氧化铜矿强化硫化浮选中的应用进展

主要介绍了铵(胺)盐在氧化铜矿硫化浮选中的应用以及优缺点,简述了铵(胺)盐强化硫化氧化铜矿的机理,并指出了铵(胺)盐在氧化铜矿硫化浮选应用中的研究方向。     

低品位铜矿制备活性氯化亚铜

研究了由低品住铜矿制取铜氨络合物,经蒸氨制得纯净的氧化铜,再经过氯化、还原、水解等过程而制得活性氯化亚铜的工艺过程。确定了最佳工艺条件：矿粉细度100目以上;浸取温度70～80℃;中和除铁pH=3;蒸氨温度103℃,时间80min;NaCl用量超过理论用量的10％;HCl用量超过理论用量的15％;反应温度85～95℃。反应时间2h。     

某硫化铜矿尾矿碱性细菌浸出试验研究

采用尾矿坝中富集培养的碱性硫杆菌, 进行某硫化铜矿尾矿的浸出试验, 从接种量、细菌的适应时间、矿浆浓度等方面探讨细菌对铜浸出率的影响。试样结果显示, 当接种量为25%, 细菌的适应时间为5 d, 矿浆浓度为5 g/L, 在浸出时间为50 d时, 尾矿中铜的浸出率最高达24.51%。浸出试验优化后, 铜浸出率预期最大值33.4%, 可提高8.89个百分点。     

低碱度铜硫分离抑制剂及抑制机理的研究

在pH=7~8低碱度条件下,以Ca(ClO)₂抑制黄铁矿,进行铜硫浮选分离试验,并探讨了Ca(ClO)₂对黄铁矿的抑制机理。试验表明,Ca(ClO)₂是黄铁矿的良好抑制剂,在矿浆pH=7~8低碱度条件下,不添加石灰,只需加入少量的Ca(ClO)2抑制剂,就可以很好地抑制黄铁矿,实现铜硫分离。Ca(ClO)₂作用前后黄铁矿矿物表面拉曼光谱分析表明, Ca(ClO)₂抑制黄铁矿实现铜硫分离的机理为在矿浆pH=7~8低碱度条件下,Ca(ClO)₂氧化黄铁矿表面,使其表面产生主要成分为Fe(OH)₃和CaCO₃的亲水薄膜,提高了亲水性,使其在铜硫浮选分离作业中被充分抑制,从而实现铜硫分离。     

云南某铜矿低碱条件下选矿工艺流程研究

在对云南某铜矿进行系统浮选试验的基础上, 比较了铜硫混选-铜硫分离、直接浮选不分离两种不同的选矿工艺。研究结果表明, 采用直接浮选不分离工艺, 经一次粗选、两次扫选、粗精矿再磨四次精选, 可以获得含铜21.00%、回收率87.73%的铜精矿。浮选尾矿再用磁选回收铁, 可以获得铁品位55.89%、铁回收率21.59%的铁精矿。     

微波辅助碱分解低品位黑(白)钨精矿

考察了微波辐射加热条件下微波辐射功率、NaOH用量及质量浓度、精矿粒度等对低品位黑(白)钨精矿中WO3浸出率的影响。结果表明:在常压、微波功率为320W、NaOH用量为理论量的2倍、NaOH质量浓度为500g/L、精矿粒度为-0.074mm占80%的条件下,含WO330%左右的黑、白钨混合精矿经40min左右的分解,WO3浸出率可达到96%以上。