基于CPFD多密度电子垃圾颗粒分离影响研究

基于电子垃圾绿色、高效的分离回收需求,利用barracuda仿真软件建立电子垃圾颗粒气固分离模型,模拟电子垃圾颗粒在气流作用下的分选特性,探讨在不同气流参数及不同物料流量、不同粒径下电子垃圾各组分颗粒的分离效率和回收率。研究表明,电子垃圾颗粒下落流量与粒径对贵金属回收分离有显著影响,当一次进风的气流速度为3.8m/s、二次进风的气流速度为4.6m/s、入料开口宽度为4mm,颗粒粒径为75~100um时,Au的品位率和回收可达87.1%和99.1%,Cu的品位为70.8%,回收率为85.8%。说明在二次进风的作用下,改变电子垃圾流量和控制粒径大小可以有效提升电子垃圾中贵金属的品位和回收率,同时对多密度颗粒的分选提供参考和借鉴。     

铅锌尾矿在旋流器超重力环境内分离特性研究

通过对颗粒分离理论、铅锌尾矿分选处理工艺等进行分析,提出适用于铅锌尾矿分选的反向流化结构旋流器,利用锥面反向流化作用,快速分离具有密度差异的铅锌尾矿。结果表明,轴向压力值在不同径向截面处对应的值不同,整体上随轴向距离的增大而降低,且在圆锥段获得最大压力值;轴向速度分布呈对称分布,不同轴向截面处的轴向速度增减趋势有区别,颗粒分布主要集中在锥段;随着反向流化速度的增加,PbO矿粒从主要集中分布于旋流器器壁逐渐扩散至整个旋流器流场范围内,大密度PbO颗粒在器壁富集量先增加后降低;当反向流化速度为0.01m/s、进料速度为4m/s时,PbO颗粒达到最大回收率86.7%和富集比22.5,铅锌尾矿颗粒间的分离性能最佳。该研究成果为国内外铅锌尾矿的回收利用提供依据与借鉴。     

无碱等可浮工艺分选秘鲁某金铜铁多金属矿石

对秘鲁某含Cu 0.12%、Au 0.12 g/t、S 2.60%、Fe 45.52%的金铜铁多金属矿石进行了选矿工艺优化试验研究。该矿石原设计选矿工艺流程为铜硫混选—铜硫分离—混选尾矿磁选回收铁,存在铜硫分离难度大、石灰用量高和分选指标不理想等问题。针对原流程存在的问题,提出采用铜硫等可浮—铜硫分离—难选硫强化浮选—浮选尾矿磁选回收铁的优化工艺流程。铜硫等可浮分选时,在无碱条件下采用选择性的铜捕收剂BK306将铜和部分易浮黄铁矿等硫化矿物浮出,并进行铜硫分离回收铜、金;然后采用活化剂和强力捕收剂强化浮选脱除矿石中的难浮硫化物;最后通过磁选从浮选尾矿中回收铁。该优化工艺既可实现矿石中铜、金等有价金属的高效回收和硫的脱除,又能显著降低铜硫分离所需的石灰用量,并保证后续磁选作业直接获得含硫低、铁品质较好的铁精矿。闭路试验获得铜品位20.10%、金品位15.29 g/t、铜回收率68.42%、金回收率49.07%的铜精矿,硫品位30.78%、总硫回收率84.05%的硫精矿以及铁品位68.88%、含硫0.18%、铁回收率90.57%的铁精矿。与原工艺相比,优化工艺的铜精矿铜品位和铜回收率分别提高2.49和10.25个百分点,铜精矿中金品位和金回收率分别提高5.27 g/t和17.05个百分点,硫回收率提高1.78个百分点。实现了矿石中铜、金、硫、铁的高效综合回收。      

旋风增压除尘装置的结构设计及模拟分析

为了解决干法分选系统中的粉尘问题,提出了一种基于干法选煤下的旋风增压除尘装置.该装置采用了对分选后的气流进行二次增压入流、二次旋流分离以及循环风经再次旋转分离的方法,对选煤过程产生的粉尘进行多级除尘.在提高含尘风处理量的同时,对由于入流速度超过临界进风口气流速度被带走的粉尘进行再次除尘.运用Fluent软件对装置中气流...     

铜硫无碱等可浮工艺分选秘鲁某铁多金属矿深部矿石

对秘鲁某铁多金属矿含Cu 0.127%、Au 0.08 g/t、S 2.08%、Fe 40.56%的深部矿石进行了选矿工艺试验研究。该矿原设计选矿工艺流程为铜硫混选—铜硫分离—混选尾矿磁选回收铁,存在铜硫分离难度大、石灰用量高和分选指标不理想等问题。针对原流程存在的问题,根据矿石性质,采用铜硫等可浮-硫浮选-磁选和铜硫等可浮-磁选-铁精矿浮选脱硫两种原则工艺流程进行试验研究,铜硫等可浮分选时,采用选择性的铜捕收剂BK306在无碱条件下将铜和部分易浮硫化物浮出,然后进行铜硫分离回收铜、金;最后通过磁选从浮选尾矿中回收铁。通过铜硫等可浮(粗精矿再磨精选分离)-硫强化浮选-磁选和铜硫等可浮(粗精矿再磨精选分离)-磁选-铁精矿强化浮选脱硫两种试验方案的工艺流程和闭路试验指标的对比分析,最终确定了铜硫等可浮(粗精矿再磨精选分离)-磁选-铁精矿强化浮选脱硫的工艺流程,闭路试验获得含铜19.68%、含金8.26 g/t、铜回收率73.19%、金回收率41.83%的铜精矿,含硫35.58%、硫回收率26.02%的硫精矿,以及含铁69.23%、含硫0.16%、铁回收率91.40%的铁精矿。该工艺既可实现矿石中伴生有价金属铜、金的高效回收,又能显著降低铜硫分离所需的石灰用量,并保证后续磁选作业获得含硫低、铁品质较好的铁精矿。     

提高某铁选矿厂铜、硫、金回收率试验研究

某高铁铜硫多金属矿铁品位45.80%、铜品位0.48%、硫品位2.3%、金品位0.24g/t,有用矿物相互嵌布影响分选效果。采用"铜硫混合浮选—浮选尾矿磁选回收铁—铜硫分离"的联合工艺流程处理该矿石,并采用Mos-2+MA-1组合捕收剂捕收、铜硫粗精矿再磨及强化扫选等手段,可获得铜品位20.14%、金品位8.73g/t、铜回收率88.53%、金回收率76.75%的铜精矿;硫品位41.56%、硫回收率77.70%的硫精矿;铁品位67.83%、铁回收率90.24%的铁精矿,实现了矿石中铁、铜、硫、金的高效回收。     

对某铜矿石中铜和金的选矿试验研究

采用重—浮联合流程回收某低品位铜矿石中的铜和金。金的回收通过重选富集,进一步上摇床提高金的品位,得到的金精矿的品位为121.45 g/t,回收率为60.73%。铜的回收采用氧硫混浮,浮选通过一次粗选、四次精选、三次扫选,得到最终铜精矿的品位为12.56%,回收率为80.49%。且铜精矿中金的品位也有10.77g/t,产品达到计价标准。     

某含金硫化铜矿浮选试验研究

为综合回收某含金硫化铜矿中的有价金属,在矿石性质研究的基础上进行了选矿试验研究。试验结果表明:在磨矿细度-0.074 mm65%的条件下,采用铜、硫混合浮选—粗精矿再磨(-0.045 mm83%)铜、硫分离工艺,可获得铜品位达27.105%、铜回收率92.39%、含金28.52 g/t、金回收率67.67%的铜精矿,含硫达34.194%、硫回收率81.72%的硫精矿;铜、金、硫、银得到了综合回收,产品质量较好,符合矿产资源综合利用的理念。     

某含金铜硫矿浮选分离试验研究

为了合理开发利用某含金硫化铜矿资源,开展了工艺矿物学和选矿综合利用试验研究。研究显示,矿石中主要有价元素铜品位为0.57%,伴生元素金品位为1.56 g/t;铜主要以黄铜矿的形式存在,金主要以自然金和银金矿的形式赋存,其载体矿物多为黄铁矿和黄铜矿。以YZ-05为捕收剂,采用“铜金硫混合浮选—铜硫分离—硫精矿再磨—金硫分离”的分选试验流程,闭路试验得到了铜精矿、金精矿和硫精矿,其中铜精矿Cu品位为19.57%、回收率88.7%,Au品位为36.93 g/t、回收率65.5%,Ag品位为61.00 g/t,回收率46.70%;金精矿Au品位42.27 g/t、回收率21.1%金综合回收率为86.6%;硫精矿中S品位为48.24%,回收率为69.70%。该研究为此矿石的综合回收利用提供了技术依据。     

浮选机－浮选柱联合分选某硫铁矿尾矿试验研究

以广东云浮某硫铁矿选矿厂的浮选尾矿为样品,采用浮选机-浮选柱联合分选工艺进行分选,充分利用浮选机和浮选柱两种设备的特性,在保证粗颗粒回收的同时强化了微细颗粒的回收。对原矿样品的粒度和硫含量进行了分析,结果表明硫主要分布于+74 μm和-10 μm两个粒级中。通过浮选机两次粗选、两次扫选、粗精矿再磨后两次精选流程的闭路试验,可从含硫6.91%的浮选入料中获得品位为33.42%、回收率为63.82%的硫精矿。在相同的药剂用量下,通过浮选机-浮选柱联合分选,可获得品位为32.68%、回收率为70.84%的硫精矿。粒级回收率分析表明,与单一浮选机工艺相比,浮选机-浮选柱联合分选后,-54 μm细粒级的回收率明显提高,尤其是-20 μm粒级,回收率提高了将近10个百分点。     

含次生铜的铜钼矿选矿试验研究

针对含次生铜较多的西藏玉龙铜矿Ⅰ号矿体铜钼矿矿石进行了选矿工艺试验研究。由于矿体含次生铜较多,很难抑制,铜钼分离过程中硫化钠用量较大;通过试验对比,采用新型抑制剂BK510,取得了较好的铜钼分离效果,小型闭路试验获得的指标为:钼精矿品位49.15%,钼回收率84.87%;铜精矿品位29.15%,铜回收率90.47%;铜精矿含金0.73g/t,含银69.17g/t,金回收率40.18%,银回收率39.24%。     

秘鲁某高硫选铁尾矿综合回收铜铁金银新工艺试验研究

秘鲁某选铁尾矿中铜品位0.83％,铁品位24.04％,同时伴生一定的金、银,具有较高的综合回收价值.由于该尾矿的脱硫泡沫中的硫被活化,受铜矿物中次生铜离子对硫的活化作用以及海水中各种离子对铜浮选的干扰,使得选铁尾矿的回收具有一定的难度.针对上述问题,在矿石工艺矿物学研究的基础上,通过工艺流程探索,采用优先选铜-粗精矿再...     

西藏某含金浸染状次生硫化铜矿石浮选回收铜金试验

西藏某浸染状次生硫化铜矿石铜品位为1.86%，原生硫化铜占总铜的15.05%，次生硫化铜占总铜的76.88%，主要铜矿物为斑铜矿、黄铜矿，其他金属矿物有黄铁矿、磁黄铁矿等；脉石矿物以石榴石、辉石、石英等为主。为了确定该矿石中铜、金的适宜回收工艺，进行了选矿试验。结果表明，矿石在磨矿细度为-0.074 mm占70%的情况下进行1粗2精快速浮选，1粗2扫常规浮选，快速精选1尾矿与常规粗选精矿合并再磨至-0.038 mm占80%的情况下进行1粗2精2扫铜硫分离，获得的快速浮选精矿铜品位为27.05%、金品位为8.28 g/t，铜、金回收率分别为60.79%、50.90%；常规浮选铜精矿铜品位为17.06%、金品位为5.02 g/t，铜、金回收率分别为29.81%、23.99%。快速浮选+常规浮选、快速精选1尾矿与常规浮选粗精矿再磨再选工艺流程既能避免铜矿物的过磨，保证铜的回收率，又可得到较高品位的铜精矿，获得较好的铜、金回收指标。     

含金铜铅混浮精矿分离试验研究

在含金铜铅分离时,除了考虑铜铅分离效果外,金、银在精矿产品中分布对选矿技术经济指标也有较大的影响。本文以云南某复杂含金硫化铜铅锌矿,铜铅混合精矿为分离试验对象,结果表明,在铜、铅浮选指标相近的情况下,采用抑铅浮铜方案,在最佳的工艺条件下,铜精矿含金提高了17.95g/t、回收率提高了23.83%,大大提高了选矿厂技术经济指标,获得了含铜品位为22.82 %、含铅5.63 %、含金71.97g/t、含银596.39g/t的铜精矿,其铜回收率为89..66 %、金回收率为93.17%、银回收率为28.33%;及含铅品位为75.43%、含铜2.80 %、含金4.61g/t、含银1136.51g/t铅精矿,其铅回收率为91.79 %、金回收率为6.83%、银回收率为71.67%的较好试验指标,为选厂技术改造提供了理论依据。     

进气速度与质量流率对多密度颗粒分离性能的影响研究

通过建立多密度颗粒在康达效应下的分离模型,利用不同密度颗粒在康达壁附近迁移轨迹不同而实现不同颗粒间的分离.基于计算颗粒流体力学(CPFD)方法模拟混合颗粒在该模型下的流动迁移特征,反映出不同密度颗粒在不同进气速度与质量流率的分离特性.研究表明,进气速度与质量流率对不同密度颗粒在康达壁下的迁移轨迹及分布均具有重要影响,当...     

焙烧氰化尾渣中有价金属梯级分离回收的工艺研究

梯级分离回收焙烧氰化尾渣中的有价金属,对提高资源综合利用率、消解氰化尾渣危废对冶金行业持续发展具有重要意义。本文以焙烧氰化尾渣为原料,采用一级酸浸浸取金铜锌、二级还原焙烧—磁选回收含金铁精矿、三级浮选回收金的梯级分离回收工艺方法,焙烧氰化尾渣中的金、铜、锌、铁的综合回收率分别达到63.07%、80.50%、70.31%、80.64%。该技术方法能够有效解决焙烧氰化尾渣中金、铜、锌、铁的综合回收技术难题,实现了焙烧氰化尾渣的高值化、资源化利用,同时将焙烧氰化危废转化为二次高价值资源,解决了焙烧氰化危废无害化处置的冶金行业共性技术难题。     

安徽某铁尾矿中铜硫的选矿回收研究

针对安徽某铁矿磁选尾矿中铜矿物粗细不均,次生硫化铜含量较高,且部分黄铜矿被黄铁矿包裹等特点,在原铜硫混浮-铜硫分离工艺前进行了增设快速浮铜工艺环节的研究,并对混精再磨、分离工艺进行了优化研究。采用试验确定的半优先浮铜闭路试验流程处理该试样,可获得铜品位21.48%、回收率达82.85%的铜精矿,以及硫品位为48.34%、回收率为84.43%的硫精矿,试验铜回收率较生产平均铜回收率高10个百分点以上。     

澳大利亚Caim Hill磁铁矿选矿试验研究

针对澳大利亚Cairn Hill含铜、金的磁铁矿矿石,进行了先磁后浮及先浮后磁两大原则流程方案的选矿试验,并在先浮后磁的浮选方案中又进行了铜优先浮选流程和铜硫混合浮选两种流程方案试验。最终确定优先浮选铜、后浮选硫、尾矿弱磁选铁的先浮后磁联合工艺。小型闭路试验获得了铜品位21.15%、铜回收率88.94%、含金4.10g/t、金回收率49.50%的铜精矿和铁品位70.68%、铁回收率92.14%的铁精矿,以及硫品位40.58%、硫回收率57.80%的硫精矿。     

某低品位金铜矿石浮选柱应用试验研究

某低品位金铜矿石含铜0.46%、金0.18 g/t,矿石中铜矿物主要以蓝辉铜矿、辉铜矿、铜蓝、硫砷铜矿等次生铜矿物存在,其可浮性好但容易过磨,造成浮选时细粒级损失较高,试验采用浮选柱+浮选机联合选别与单独采用浮选机相比,其它指标相当的情况下,铜精矿品位提高9.6%,硫精矿回收率提高9.23%,试验表明浮选柱对提高精矿品质、简化流程和强化细粒级回收方面具有较为明显地优势。