铜硫分离中银的选择性导向回收

为了研究新型抑制剂在铜硫分离过程中对银浮选行为的影响, 采用石灰和LY作为硫抑制剂, 通过6种动力学模型, 分别考察了低碱和高碱环境下铜、银和铁的浮选回收率及动力学行为。结果表明, 6种动力学模型均可较好地拟合试验数据。石灰选择性较差, 在低碱性介质中对黄铁矿的抑制效果较弱, 在强碱性介质中不利于铜和银矿物的回收; 而LY在铜硫分离过程中表现出良好的选择性, 它可以在低碱和高碱环境下强烈抑制黄铁矿, 并在弱碱性矿浆中实现铜硫的高效分离, 同时诱导独立银矿物定向富集至铜精矿产品中。     

云南玉溪胶磷矿回水试验研究

针对胶磷矿选矿回水成分复杂、利用率低等问题,对云南玉溪胶磷矿进行了回水试验研究。试验探索了Ca2+、Mg2+、SO42-、PO43-对选别指标的影响,结果表明这些离子对选别指标均有一定影响,其中Ca2+、Mg2+影响最为严重。经多种方法对比,表明采用"双碱法"+PAM混凝法可有效去除回水中的各种有害离子,处理后回水浮选接近清水指标,取得了较好的净化效果。     

矿浆浓度对金矿浮选速率影响的动力学研究

采用一阶浮选动力学模型对金矿石的浮选回收率进行了拟合,以研究矿浆浓度对不同粒径金矿浮选速率的影响。结果表明,浮选矿浆浓度与金的累积品位呈反比,而与金的累积回收率近乎呈正比,低浓度比高浓度矿浆更有利于金的高效富集,高浓度矿浆下更有利于金的回收。粗颗粒金比细粒级金更适应高浮选矿浆浓度体系,其浮选回收率及累积品位均更高。实际矿石试验验证了浮选动力学拟合结果,在50%的浮选矿浆浓度中,经闪速浮选协同常规浮选工艺,可以获得金品位50.0 g/t,回收率88.93%的金精矿,获得了比单一常规浮选更好的技术指标。     

基于非线性拟合方法预测与优化银锡多金属矿磨矿细度

针对银漫选厂磨矿粒度组成呈两极分化、银矿物需细磨而锡石需粗磨的磨矿矛盾等问题,提出依据原矿银锡品位比精准调控磨矿细度。同时,以原矿银锡品位比为自变量,建立了磨矿细度和矿物解离度的预测模型。结果表明,当处理高银低锡矿石时,需采用较细的磨矿细度,促进硫化矿物的单体解离；当处理低银高锡矿石时,需采用相对较粗的磨矿细度,降低锡石过粉碎现象。与采用单一磨矿细度相比,铜、银、锌、锡的回收率分别可以提高6.44%、11.08%、16.37%和9.80%,实现了磨矿细度的预测及各有价元素的高效综合回收。     

新疆某铁锰矿石选矿试验研究

针对新疆某复杂铁、锰多金属矿石进行了选矿试验,原矿中含Fe 14.65%,Mn 18.05%。根据矿石工艺矿物学特点,确定采用弱磁选回收铁,强磁选回收锰的工艺流程。试验表明:在磨矿细度为-0.074 mm含量占85.70%时,可获得铁精矿Fe品位63.52%、回收率54.66%,锰精矿Mn品位31.25%、回收率65.44%的较好指标,为选厂技术改造提供了依据。     

宣威钛铁矿选矿试验研究

对宣威某难选钛铁矿进行了详细的选矿试验研究。针对原矿含铁27.25%,含Ti O2为5.79%,且铁主要为赤铁矿,其次为硅酸铁的矿物组成特点,经多个试验流程对比分析,最终决定采用"高梯度磁选—螺旋溜槽抛尾—摇床"的工艺流程方案,得到了品位为56.45%、回收率为62.52%的铁精矿和Ti O2品位为43.87%、回收率为71.38%的钛精矿两个产品,取得较好的试验指标。     

磨矿方式对闪锌矿和黄铁矿浮选动力学影响研究

为了研究磨矿方式对闪锌矿和黄铁矿浮选行为的影响,通过 6 种浮选动力学模型,分别考察了干磨、湿磨及磨矿时间下 2 种矿物的粒度组成及动力学参数。 结果表明,6 种动力学模型均表现出了良好的拟合效果。 氧化速率、磨矿方式、粒度组成共同决定了闪锌矿和黄铁矿的浮选表现。其中,黄铁矿较闪锌矿具更高的氧化速率及更低的浮选回收率。 湿磨产品较干磨更细,所有试验中-0.015 mm 微细粒级的产率最高,这有利于新生表面的暴露,并导致黄铁矿的快速富集,但同时释放更多 Fe³⁺,降低了闪锌矿的浮选速率。干磨产品粒度组成更粗且颗粒表面粗糙度更高,这促使闪锌矿和黄铁矿干磨后的 ε_∞ 值较湿磨更高。     

腾冲高泥氧化锌矿选矿实验研究

针对腾冲某氧化锌矿嵌布粒度细、含泥量高的技术难题进行了选矿实验研究. 结果表明,该矿中锌品位为6.65%、铁品位为12.31%,锌氧化率达92.83%,锌主要以异极矿形式存在,铁主要以磁铁矿形式存在. 经多个实验流程对比分析,采用预先洗矿(洗去小于37 mm粒级的颗粒)、沉砂磨矿后先磁选后浮选的流程,确定最佳磨矿细度为小于75 mm的颗粒达91.74%,弱磁选电流为4 A,粗选药剂用量为碳酸钠2 kg/t、六偏磷酸钠2 kg/t、硫化钠13 kg/t、KPR 2 kg/t. 采用闭路选矿流程,得到锌品位为27.89%、回收率75.26%的氧化锌精矿和铁品位为61.25%、回收率51.65%的铁精矿. 通过Zeta电位分析捕收剂KPR与异极矿的作用机理.     

某高砷含铋硫精矿的浮选分离试验

某高砷含铋硫精矿铋、硫、砷含量分别为0.67%、34.52%和3.97%,主要含硫矿物磁黄铁矿含量达85.92%,主要含砷矿物毒砂含量为8.83%,自然铋和辉铋矿含量分别为0.54%和0.15%;试样中的主要有用矿物单体解离度不高,其中铋矿物的解离度仅为53.22%,与磁黄铁矿等硫化物连生的铋占38.57%,还有8.21%的铋与脉石等其他矿物连生。为实现该高砷含铋硫精矿的高效综合利用,进行了选矿试验研究。研究表明:试样采用1次弱磁选+1次强磁选选硫,以石灰+SP组合抑制砷、硝酸铅活化铋、BIC为铋浮选捕收剂,1粗2精2扫、中矿顺序返回流程分离铋、砷,最终获得了硫品位为32.67%、含砷0.46%、硫回收率为77.28%的硫精矿,铋品位为50.19%、铋回收率为80.33%、含砷仅为0.45%的铋精矿,以及砷品位为20.78%、砷回收率为90.49%的砷精矿,取得了良好的硫、铋、砷分离效果,实现了该高砷含铋硫精矿的高效综合回收利用。试验采用弱磁选+强磁选的联合流程高效脱除磁性差异较大的磁黄铁矿,大大减少了铋、砷浮选分离的矿量,降低了磁黄铁矿对后续浮选的影响。     

云南某铜矿石浮选试验

云南某铜矿石铜品位为2.54%、银品位为76.24 g/t,有害元素砷含量低。矿石中以游离氧化铜形式存在的铜占总铜的42.31%;以结合氧化铜形式存在的铜占总铜的10.84%,这部分铜较难回收;以原生硫化铜形式存在的铜占总铜的38.58%,这部分铜较易回收。为开发利用该矿石,对其进行了选矿试验研究。结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm占78.91%条件下,以碳酸钠为调整剂、水玻璃为脉石抑制剂、丁基黄药为捕收剂、2号油为起泡剂经1粗3精流程进行硫化铜浮选,硫化铜浮选尾矿以D²为活化剂、硫化钠+硫酸铵为调整剂、丁铵黑药+异戊基黄药为捕收剂、2号油为起泡剂经1粗3精2扫氧化铜浮选,获得了铜品位为21.16%、铜回收率为78.70%、银品位为568.35 g/t、银回收率70.38%的铜精矿,可以为该矿石资源的开发利用提供技术依据。矿石中含有10.84%的结合氧化铜是造成精矿铜回收率较低的原因。