锌钼混合精矿浮选分离试验研究

由于福建某选厂生产的钼精矿含锌过高,严重影响钼精矿产品的销售,使得企业的经济效益受到影响。为此进行了锌钼分离试验研究。针对含Zn 42.41%、Mo 1.01%的锌钼混合精矿,闭路试验最终获得了含Zn 43.23%的锌精矿、Zn回收率为99.81%;含Mo 48.21%的钼精矿(其中含Cu 0.12%、Pb 0.10%、Zn 3.79%),Mo回收率为99.16%,选矿指标较好。     

内蒙古某铜钼混合精矿分离浮选试验研究

对内蒙古某铜钼混合精矿进行了工艺矿物学研究。针对该矿石中黄铜矿被铜蓝包裹、辉钼矿呈丝状和脉石矿物伴生,造成铜钼分离困难的特点,通过条件试验确定了铜钼分离的最佳磨矿细度、浮选p H和药剂制度:磨矿细度-43μm占76.12%、p H 10.5、矿浆浓度30%、硫化钠用量15 kg/t、水玻璃l.0 kg/t、煤油100 g/t、松醇油100 g/t、矿浆温度40℃。经过一次粗选、六次精选、三次扫选的闭路试验,获得含钼46.32%、含铜0.88%的钼精矿,含铜21.17%、含钼0.07%的铜精矿,铜、钼的回收率分别为99.92%、95.11%,使铜钼达到较好分离。     

某铜钼混合精矿臭氧氧化浮选分离试验研究

采用臭氧氧化法使黄铜矿和辉钼矿表面可浮性产生差异,对某铜钼混合精矿进行了铜钼分离试验研究。结果表明,在适宜臭氧氧化条件下,经过一次粗选三次精选闭路试验,可获得钼品位47.46%、钼回收率94.96%、铜含量0.10%的钼精矿。臭氧氧化浮选的指标显著高于硫化钠作抑制剂时的指标,说明可以用臭氧氧化取代硫化钠进行抑铜浮钼。     

浮选柱在铜钼混合精矿铜钼分离中的试验研究

黑龙江多宝山铜矿选矿厂生产的铜钼混合精矿中含铜18.95%、含钼0.42%,为实现铜钼混合精矿中铜钼高效分离,利用浮选柱进行了铜钼分离试验研究。结果表明,采用铜钼混合精矿磨矿后一次粗选、一次扫选、钼粗精矿再磨后四次精选的铜钼分离流程,用浮选柱浮选可获得含钼45.68%、钼回收率82.66%的钼精矿和含铜18.47%、铜回收率99.92%的铜精矿。相比浮选机浮选,浮选柱浮选有效提高了钼精矿质量及钼回收率,增加了工艺流程的稳定性,同时还缩短了钼精选次数,减少了选矿药剂用量及选矿能耗。     

钼铋混合精矿盐酸浸出分离并制备海绵铋工艺研究

针对钼铋混合精矿进一步分选流程长、成本高以及传统火法炼铋工艺冗长、能耗高、铋回收率偏低等问题,采用通氧盐酸浸出新工艺,考察了盐酸浓度、浸出时间、温度等因素对钼铋浸出的影响,在盐酸浓度3 mol/L、液固比3∶1、温度80℃、搅拌转速500 r/min优化条件下通氧气浸出6.0 h,铋浸出率达99.13%,钼不浸出富集于浸出渣中,实现了铋和钼的高效分离;浸出液经净化除杂及铁板置换后得到了纯度99%以上的海绵铋。     

四川某锌硫混合精矿分离浮选试验研究

四川某锌硫混合精矿锌品位为4.11%、硫品位为37.65%,有用矿物主要为铁闪锌矿和黄铁矿。对该混合精矿进行锌-硫分离浮选试验研究,结果表明:混合精矿经硫化钠+活性炭+再磨联合脱药方法处理后,磨矿至-0.043mm占85%,采用一次粗选-两次精选-一次扫选-中矿顺序返回的浮选闭路试验流程分选,可获得产率为7.50%、锌品位为42.48%、锌回收率为77.83%、含硫为20.63%的锌精矿及产率为92.50%、硫品位为39.03%、硫回收率为95.89%、含锌为0.99%的硫精矿;产品含杂均不超标,较好地实现了锌硫混合精矿的浮选分离。     

湖南某钼铋多金属矿选矿试验研究

湖南某多金属矿含钼0.07%,含铋0.17%。矿石中钼主要以硫化钼形式存在,铋主要以硫化铋形式存在,其次为自然铋,硫化钼占总钼的95.04%,硫化铋占总铋的68.42%,自然铋占总铋的21.64%。为确定矿石钼铋合理回收工艺,进行了选矿试验。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占90%条件下,以水玻璃为抑制剂、BK205为捕收剂经1粗3精2扫钼铋等可浮选,钼铋混合精矿以硫化钠为抑制剂、水玻璃为分散剂、煤油为捕收剂经1粗4精2扫钼铋分离浮选,选钼粗精矿以硫酸为pH调整剂、水玻璃为分散剂、SN-9为捕收剂经1粗2精2扫脱硅浮选,获得了钼精矿钼品位48.22%、回收率81.07%,脱硅铋精矿铋品位52.12%、铋回收率58.37%,铋中矿铋品位2.62%、回收率3.23%的良好浮选指标。     

铜钼混合精矿浮选分离抑制剂的研究

介绍一种新型铜矿物抑制剂（代号ＣＤ）进行铜钼精矿浮选分离的试验结果，用ＣＤ药剂３．８ｋｇ／ｔ，当给矿钼品位分别为０．１５１％、０．２１３％和０．３３５％，铜品位分别为２５．５５％、２５．４６％和２３．８５％时，得到含钼分别为１２．２２％、１７．３８％和１３．０５％的钼粗精矿，钼回收率分别为９３．７９％、８９．７８％和８６．１３％。ＣＤ药剂是一种可取代常规抑制剂硫化钠、实现铜钼分选的优良抑制剂。     

辽宁某难选钼矿石浮选试验

辽宁某难选钼矿石主要有用矿物为辉钼矿,脉石矿物为石英、长石、绿泥石、方解石、铝土矿等,矿石中主要有价金属元素为钼。为合理开发利用该资源,采用阶段磨矿、阶段浮选工艺对该矿石进行了选矿试验。结果表明,采用原矿磨细至-0.071 mm占60%,在水玻璃用量为2 000 g/t、煤油用量为200 g/t、2号油用量为70 g/t条件下粗选,粗精矿细磨至-0.071 mm占94%,经3次精选,粗选尾矿经1次扫选的流程,可以获得钼品位为45.25%、回收率93.56%的钼精矿,为合理开发利用该矿石提供了依据。     

河北某铁矿混磁精反浮选工艺优化

河北某铁矿混磁精反浮选精矿指标较差,主要是由于铁矿物单体解离不充分和反浮选效果不理想造成。为提高反浮选提铁降硅效果,改善分选指标,对现场混磁精进行了反浮选工艺技术研究。结果表明：在磨矿细度为-0.043 mm占80.48%的情况下,采用1粗1精2扫、中矿顺序返回流程处理,最终获得了铁品位为63.98%、铁回收率为81.60%的铁精矿;与现场工艺相比,新工艺增加了混磁精再磨作业,精选和扫选次数各减少了1次,精矿铁品位和铁回收率分别提高了1.70和11.01个百分点,选矿指标改善显著。     

新型捕收剂DJW-II反浮选齐大山选矿厂混合磁选铁精矿

齐大山选矿厂采用阴离子型捕收剂LKY反浮选提纯混合磁选铁精矿,获得的精矿铁品位为67.77%、回收率为78.86%,使用LKY矿浆需要加温不仅增加了选矿能耗和工艺的复杂性,而且会降低流程的稳定性。为解决这些问题,相关课题组以新研制的脱硅捕收剂DJW-II对现场混合磁选铁精矿试样进行了室温（21 ℃）浮选试验,并对闭路试验精矿和尾矿进行了XRD和SEM分析。结果表明：-0.037 mm粒级产率为68.21%,主要矿物为磁铁矿和石英,铁在微细粒级有明显富集的试样,在pH调整剂NaOH用量为500 g/t（pH=9.0）,抑制剂羧甲基淀粉用量为150 g/t,捕收剂DJW-II用量为175 g/t情况下,采用1粗1精3扫流程处理试样,获得了铁品位为67.60%、铁回收率为86.05%的铁精矿,试验精矿指标较现场精矿指标明显优越。因此,齐大山铁矿选矿厂混合磁选铁精矿反浮选除杂以DJW-II为捕收剂,既有利于降低生产工艺的复杂性,又有利于降低生产能耗、改善生产指标、提高经济效益。XRD图谱分析证明了DJW-II在铁精矿反浮选脱硅中的高效性;SEM图片显示,试样中的微细颗粒主要是铁矿物颗粒。     

铜钼混合精矿浮选分离工艺及分离抑制剂研究进展

铜钼硫化矿常常紧密共生而且可浮性相近,二者的浮选分离一直是科研工作者研究的重点。从工艺和药剂2个方面对铜钼混合精矿的浮选分离进行了介绍。铜钼浮选常采用混合浮选工艺,黄铜矿和辉钼矿在与捕收剂作用后,二者的可浮性差异减小,在对二者进行浮选分离前,通常先进行脱药预处理,以降低抑制剂的使用量。常见的预处理工艺有加热处理、浓缩脱药处理、氧化脱药处理、等离子体处理等。针对铜钼分离工艺存在的问题,选矿工作者提出了充氮浮选、浮选柱分离、脉动高梯度磁选分离、加温分离等铜钼分离工艺。介绍了铜钼浮选分离过程关键药剂抑制剂的种类及应用情况。无机抑制剂有硫化钠类、氰化物、诺克斯类药剂等,有机抑制剂有巯基类、硫代类、黄原酸类等。指出在进行铜钼浮选分离之前铜钼混合精矿的预处理方法需要进一步优化,以增加黄铜矿与辉钼矿的可浮性差异。现在工业上使用的铜钼分离抑制剂仍然存在易氧化、药耗大、毒性高、价格贵等缺陷,需要加大投入进行高效、低毒、价廉、易降解的新型浮选抑制剂的开发。     

电选预处理铜钼混合精矿及其对浮选的影响

为探明电选预处理铜钼混合精矿对后续铜钼浮选分离的影响。利用响应曲面法设计了三因素三水平试验。试验结果表明,精矿产率最优电选设备参数为电压23.12 kV、电选机滚筒转速117.75 r/min、电选机精矿挡板角度4.18°;并对最优电选条件下的精矿进行粒度、多元素分析、X射线衍射分析(XRD)以及浮选试验。粒度分析表明电选后精矿有利于下一阶段辉钼矿浮选,多元素分析以及XRD证实电选对铜钼混合精矿起到了除杂效果,浮选试验结果显示电选后浮选辉钼矿品位与未处理变化不大,但回收率有所上升,证明电选预处理铜钼混合精矿有利于下一段浮选。     

浮选柱在磁赤混合铁矿反浮选中的试验研究

采用微泡逆流接触式浮选柱对某赤铁矿选厂的低品位混磁精矿进行了提高精矿品位的反浮选试验研究。通过条件试验确定的浮选柱操作条件为给矿速度847mL/min,给矿浓度35%,充气量4.0m3/h,泡沫层高度30mm;药剂用量为NaOH 1250g/t、淀粉1200g/t、活化剂CaO 600g/t、捕收剂GK-58 650g/t。结果表明,给矿品位为42.15%的磁选精矿,经过浮选柱一次粗选即得到精矿品位为65.82%、回收率62.79%的良好选别指标。试验数据可为赤铁矿浮选流程中浮选柱的应用提供一定的参考依据。     

新疆某矿铜铅混合精矿分离试验

根据新疆某大型矿山铜铅混合粗精矿的特点,拟定了合理的试验流程,进行了铜铅分离流程中脱药用活性炭和抑铅用组合抑制剂的用量试验,以及实现铜铅有效分离的混合粗精矿磨矿细度试验。该混合粗精矿经过优化的闭路流程处理,最终获得了铜品位21.50%、含铅4.57%、铜回收率69.92%的铜精矿,铅品位46.89%、含铜0.82%、铅回收率55.39%的铅精矿。     

齐大山选矿分厂磁选精矿剪切絮凝正浮选研究

针对齐大山铁矿选矿分厂反浮选工艺不能有效回收微细粒铁矿物,导致尾矿品位较高的现象,在实验室以石油磺酸钠作为捕收剂和絮凝剂,进行了齐大山铁矿选矿分厂磁选精矿剪切絮凝正浮选研究。结果表明：使磁选精矿发生剪切絮凝的适宜条件为磨矿细度-0.037 mm占85%,矿浆pH=3,石油磺酸钠用量5 kg/t,水玻璃用量300 g/t,搅拌强度2 200 r/min,剪切絮凝时间6 min。在此条件下将磁选精矿剪切絮凝后进行1粗3精1扫闭路浮选,获得了精矿铁品位为66.80%,回收率为95.93%,尾矿铁品位仅5.03%的较好指标。     

某微细粒级混磁精矿载体浮选试验研究

微细粒矿石由于其比表面积大、表面能高、体积及质量小等特征导致浮选过程颗粒之间发生非选择性团聚现象,进而会恶化浮选环境,使常规泡沫浮选难以获得良好指标。针对东鞍山烧结厂重磁车间产品进行了载体浮选试验研究,其中重精筛下产品作为载体矿物,混磁精矿为黏附矿物。试验结果表明：在粗选NaOH调pH值11.50、浮选温度35.0 ℃、CaO用量700 g/t、淀粉用量1 200 g/t、TD-Ⅱ用量500 g/t,精选TD-Ⅱ用量250 g/t条件下,经过1粗1精3扫反浮选闭路流程后,与常规浮选相较,载体浮选指标得到了改善,精矿TFe品位提高了1.12个百分点。对其产品粒度分析表明：载体浮选精矿产品中-20 μm粒级含量显著降低,累计体积曲线峰呈现出向粗粒级移动的趋势,并且强度下降,载体浮选矿物表观粒度增加,优化了浮选环境。