金属无机复合抑制剂强化分离白钨矿与方解石

研究由硫酸铝和水玻璃硅酸钠(AlSS)组成的金属无机复合抑制剂对白钨矿与方解石浮选分离的影响。Zeta电位和吸附量测定结果表明,由Al(OH)_(4)^(−)和SiO_(m)(OH)_(n)^(4−2m−n)组成的负电荷胶体颗粒倾向于吸附在方解石表面,抑制油酸钠(NaOL)的吸附,而负电荷胶体颗粒在白钨矿表面的吸附量较低,导致NaOL在白钨矿表面的吸附量较大。接触角测量结果表明,白钨矿在NaOL+AlSS溶液中的疏水性明显优于方解石。XPS测试结果表明,Al和Si在方解石表面有吸附,而在白钨矿表面没有吸附。与只添加水玻璃(硅酸钠,SS)相比,AlSS对方解石的抑制作用明显增强,对白钨矿浮选几乎没有影响。在白钨矿与方解石混合矿中添加AlSS,可获得WO_(3)品位为68.34%、WO_(3)回收率为83.14%的白钨矿精矿。

离子型稀土矿浸取剂阴离子对稀土和杂质铝浸出行为的影响

离子型稀土矿浸出过程常伴随杂质铝的浸出,这会增加后续除杂工序和成本,并造成稀土损失。为了保障稀土高效浸出的同时减少杂质铝离子的浸出,同时为离子型稀土矿绿色高效浸取剂的遴选提供方案,以不同阴离子体系(SO_(4)^(2−)、Cl^(−)、NO_(3)^(-)−和CH_(3)COO^(−))的铵盐和镁盐为浸取剂,考察了单一浸取剂浓度、液固比和流速及组合药剂对稀土和杂质铝浸出行为的影响。结果表明:随着浸取剂浓度、液固比的增加以及浸取剂流速的降低,稀土浸取率逐渐增大,不同阴离子对稀土浸出的促进效果为SO_(4)^(2−)>Cl^(−)>NO_(3)^(-)−>CH_(3)COO^(−),且镁盐的稀土浸取率高于铵盐。浸取剂中存在的乙酸根阴离子可以显著降低浸出液中的杂质铝浓度,在硫酸镁与乙酸镁组合药剂分步加药的最佳条件下,可获得稀土浸取率为97.36%、稀土离子质量浓度为706.34 mg/L、铝离子质量浓度为17.8 mg/L的浸出母液。

充填料对硫化铜矿浮选指标的影响及其消除试验研究

安徽某矿区采用胶结充填法采矿,部分充填料混入原矿样中改变浮选矿浆原始性质,造成铜硫资源选别难度系数增大。选取充填料与硫化铜原矿样作为混合样品,采用现有生产工艺流程进行选矿试验:混合样磨至≤0.074 mm占75%后磁选得到铁精矿,磁选尾矿沉降浓缩后进行混合浮选试验,混浮粗精矿再次选别得到铜精矿和硫精矿。由试验结果可知:充填料的混入能改变矿浆pH、混合矿初始铜品位和磁选尾矿铜品位,且相对于不添加充填料时浮选闭路试验结果,添加充填料时得到的最终铜精矿中Cu品位和回收率分别降低了0.39%和1.01%;硫精矿中S品位和回收率分别降低了0.75%和4.80%。消除试验表明:加入硫酸铵1000g/t或者机械搅拌30min能降低矿浆黏度、增大矿浆浊度值和恢复捕收剂在硫化铜矿表面的吸附量,从而消除充填料对硫化铜矿浮选的恶化作用,将最终铜精矿中Cu回收率由70.37%提高至70.80%以上。

国外某铜钼混合精矿磁选分离工艺试验研究

以国外某铜钼选厂含铜、钼品位分别为15.98%和9.25%的铜钼混合精矿作为研究对象,针对该混合精矿的矿物学特征,基于前期探索试验结果,确定采用“SLon-立环脉动高梯度磁选机一粗一扫”的工艺流程处理该铜钼混合精矿。通过流程试验结果表明:获得了含Cu品位26.04%,Mo 3.33%的铜精矿;含Mo品位14.52%,含Cu 7.02%的钼精矿。本研究实现了铜钼混合精矿的高效分离,可为铜钼绿色分离提供技术支撑。

单斜磁黄铁矿在不同捕收体系下的浮选行为

磁黄铁矿常以伴生的形式存在于多种有色金属硫化矿矿床中,查明其浮选行为规律有助于改善含磁黄铁矿的有色金属硫化矿浮选分离效果。本研究通过单矿物浮选实验研究了单斜磁黄铁矿在丁铵黑药和乙硫氮两种捕收剂体系下的浮选行为。结果表明,与乙硫氮相比,丁铵黑药对单斜磁黄铁矿具有更好的捕收效果;在乙硫氮捕收体系中,松醇油作为起泡剂可获得比甲基异丁基甲醇(MIBC)更高的单斜磁黄铁矿浮选回收率,而在丁铵黑药捕收体系中更适宜采用MIBC;NaOH仅在强碱矿浆环境中才对单斜磁黄铁矿具有抑制作用,而石灰对单斜磁黄铁矿具有更加显著的抑制作用,并且在乙硫氮捕收体系中石灰的抑制效果强于丁铵黑药体系。

基于协同体系的磁性材料在稀土吸附中的应用研究

通过二氧化硅溶胶—凝胶法,将2-乙基己基膦酸单(2-乙基己基)酯(P507)与二(2,4,4’-三甲基戊基)膦酸(C272)的协同体系引入磁性固体吸附材料中,并将其用于吸附低浓度稀土离子。吸附剂的吸附试验结果表明,当溶液pH值为2时,吸附剂具有较优的协同效果,协同系数高达22,最大吸附量为0.07 mmol/g,但由于离子强度的增加会产生竞争吸附,使得稀土吸附量降低;吸附热力学分析表明,吸附为自发的吸热过程,且吸附量随着温度的升高而增大;动力学试验研究结果表明,吸附过程与二级动力学模型具有最高的拟合度,在吸附90 min后基本达到平衡。

三种有机抑制剂在辉钼矿与滑石浮选分离中的作用

采用浮选试验、红外光谱测试和XPS分析等技术研究刺槐豆胶、海藻酸钠和壳聚糖三种有机抑制剂在辉钼矿和滑石浮选分离中的作用。结果表明:在丁基黄药为捕收剂浮选体系中,海藻酸钠对辉钼矿和滑石均无抑制作用,壳聚糖同时抑制了两种矿物的浮选,刺槐豆胶可以选择性地抑制滑石的浮选,从而实现两种矿物的浮选分离。海藻酸钠未在两种矿物表面发生吸附,壳聚糖强烈吸附在两种矿物表面,刺槐豆胶和丁基黄药在辉钼矿表面发生竞争吸附;刺槐豆胶在辉钼矿表面的预先物理吸附无法完全阻止丁基黄药在辉钼矿表面的化学吸附。

综合回收某含钽铌锂云母矿的选矿试验研究

在开展某含钽铌锂云母矿石工艺矿物学研究的基础上,采用重选-浮选-磁选联合工艺对该矿石中有价组分进行综合回收试验。结果表明,在原矿含Ta2O5 0.0088%、Nb2O5 0.0099%、Li2O 1.12%、K2O 5.16%、Na2O 4.27%、Fe2O3 0.72%条件下,最终可获得(TaNb)2O5品位为45.78%、回收率为41.62%的钽铌精矿产品,Li2O品位为4.21%、回收率为63.60%的锂云母精矿产品以及K2O品位为4.28%、Na2O品位为4.26%、Fe2O3含量小于0.3%的长石产品,较好实现了该矿石中有价组分的综合回收。

组合捕收剂从含钙矿物浮选体系中回收微细粒白钨矿

白钨矿通常与萤石、方解石和磷灰石等含钙盐类矿物共生,表面性质相似、溶解组分作用复杂以及存在矿物表面相互转化现象,导致白钨矿与含钙盐类脉石矿物分离难。利用捕收剂混合使用时药剂之间产生的协同效应,分别考察组合捕收剂对含钙矿物的单矿物浮选行为,揭示含钙矿物浮选体系中三种含钙矿物可浮性的差异规律,用于指导含钙矿物浮选分离。对栾川某尾矿中WO_3含量为0.21%的实际矿石,采用水玻璃作抑制剂、GYR与水杨醛肟为组合捕收剂,进行白钨常温浮选试验,获得钨品位WO_362.34%、回收率73.78%的浮选指标,白钨矿与方解石、萤石较好地分离,实现尾矿中徽细粒级白钨矿的回收利用。

江西某铜银多金属矿选矿工艺

根据江西某铜银多金属矿石的特点,采用铜硫混合浮选—铜硫混合精矿再磨—混合精矿铜硫分离的工艺流程,以及组合铜硫捕收剂丁基铵黑药+丁基黄药,新型高效抑制剂DT-2#综合回收铜、硫、银等有价元素。闭路试验获得了含铜22.49%、铜回收率88.76%的铜精矿,含硫33.07%、硫回收率62.25%的硫精矿。银回收率88.16%,主要富集在铜精矿中,综合品位达到1 595.47 g/t。

某复杂铜硫矿石优先浮选工艺试验研究

对某铜硫硫化矿石进行详细的工艺矿物学研究,针对该矿石特点,采用"优先选铜—活化选硫"原则流程,试验对比了以丁基黄药和酯-105为铜捕收剂的选别效果,结果表明:与前者相比,以酯-105作铜捕收剂,可减少选铜阶段的石灰用量,且在选硫阶段可用新型活化剂代替硫酸,从而实现低碱优先选铜,新型活化剂活化选硫,实验室闭路试验结果表明,该工艺可获得铜品位为18.93%,铜回收率为94.31%的铜精矿;硫品位为33.46%,硫回收率为55.39%的硫精矿.

某含金复杂铜硫矿石低碱度浮选工艺试验研究

某复杂含金铜硫矿石中铜、金和硫的品位分别为0.82%、1.20 g/t和11.30%,对该铜硫矿石进行详细的工艺矿物学研究,针对该矿石特点,在低碱度条件下应用铜硫优先浮选原则工艺流程。闭路试验结果表明:在磨矿细度-74μm占85%的条件下,以氧化钙为硫铁矿抑制剂(矿浆pH值为9~10),Z-200为铜矿物捕收剂,经1次粗选、1次扫选和2次精选的铜浮选流程可获得铜品位为18.42%、铜回收为84.97%,含金15.52 g/t、金回收率为48.78%的铜精矿;浮铜尾矿再添加硫铁矿活化剂QH,以丁基黄药为捕收剂经1次粗选、1次扫选和2次精选的硫浮选流程可获得硫品位为45.42%、硫回收率为65.33%的硫精矿。金在铜精矿中有效富集,在低碱度的条件下原矿实现了有价金属的综合回收。

江西某铜铅锌多金属硫化矿浮选试验研究

某铜铅锌多金属硫化矿工艺矿物学研究表明,矿石中有用矿物种类多、结构构造复杂、嵌布粒度细、分选难度极大。针对该矿石特点,采用铜铅混合浮选—铜铅分离—尾矿选锌的工艺流程,在原矿含铜0.20%、铅0.78%、锌1.64%、金1.60 g/t、银65 g/t的条件下,最终可获得含铜20.12%、铜回收率72.32%、含金79.27 g/t、金回收率40.61%、含银3 488.93g/t、银回收率为41.73%的铜精矿,以及含铅50.26%、铅回收率86.69%、含金28.46 g/t、金回收率27.29%、含银1 720.75g/t、银回收率为38.53%的铅精矿和含锌51.20%、锌回收率为83.64%的锌精矿。

内蒙古某铜铅锌多金属矿选矿试验研究

以内蒙古某铜铅锌复杂多金属硫化矿为研究对象,在对该矿石工艺矿物学研究的基础上,进行了大量的探索试验研究。最终采用先磁选除铁—铜铅混合浮选—铜铅分离—铜铅尾矿选锌的工艺流程,以及应用新型高效铜铅捕收剂QF-11、抑制剂CMC等,获得了含铁49.42%、回收率为56.93%的磁精矿,含铜21.12%、回收率75.49%的铜精矿,含铅48.29%、回收率79.23%的铅精矿,含锌46.73%、回收率86.30%的锌精矿,银综合回收率76.60%,实现了对该矿石综合利用的目的。

某高铁铜硫矿石的选矿试验工艺研究

针对某高铁铜硫矿石的性质,将原矿磨至细度为≤74μm占70%、以碳酸钠为pH调整剂、丁基黄药+丁铵黑药为组合捕收剂混合浮选铜硫,铜硫粗精矿再磨至≤45μm占85%后,主要以新型无机抑制剂DT-2#(次氯酸钙为有效成分)为黄铁矿抑制剂进行铜硫分离,浮选尾矿进行磁选选铁.试验结果表明,采用"铜硫混浮-粗精矿再磨-铜硫分离-浮选尾矿磁选"流程,在原矿含铜0.52%、硫2.31%、铁49.26%的条件下,可获得含铜22.36%、回收率为87.29%的铜精矿,含硫38.43%、回收率为62.88%的硫精矿,含铁66.98%,回收率为91.34%的铁精矿.所用工艺流程简单,选矿指标较佳.

组合捕收剂浮选回收某尾矿中萤石的试验研究

某钨铋浮选尾矿中含Ca F2 15.41%,属于低品位萤石矿,仍具有一定回收价值。研究以碳酸钠为调整剂、水玻璃为抑制剂、油酸与CM-10组合使用作捕收剂浮选该萤石矿,结果表明,在原矿含Ca F2 15.41%条件下,闭路试验获得了含Ca F2 95.23%、回收率55.74%的萤石精矿产品,该矿石中萤石与含钙脉石矿物得到了有效分离。

安徽某含铜铁硫矿石工艺矿物学

为查明安徽某矿石的综合利用价值,采用化学方法、显微镜鉴定、扫描电镜能谱分析等手段,研究其化学组成、矿物组成及嵌布特征.结果表明:试样属铜铁硫矿石,铜、铁、硫品位分别为0.27%、27.87%、16.76%.铜主要(94.4%)以黄铜矿的形式存在,铁约84.63%以非磁性铁(黄铁矿、赤铁矿)形式存在,次为磁铁矿,并含有少量磁黄铁矿.铜、硫矿物主要为细粒嵌布,且单体解离良好,铁以粗中粒级嵌布为主,单体解离情况较差.铜、铁、硫矿物形态各异,嵌布特征较复杂,分离较难.

四川某铜铅锌多金属矿浮选工艺

四川某铜铅锌多金属矿含铜0.38%、铅2.16%、锌2.72%,伴生银204.54 g/t,在工艺矿物学研究的基础上,采用"铜铅混浮—铜铅分离—尾矿选锌"工艺流程浮选,最终获得含铜20.12%、铜回收率为73.21%、含银8 622.97 g/t的铜精矿,含铅56.12%、铅回收率为84.47%、含银1 559.01 g/t的铅精矿和含锌51.87%、锌回收率80.80%的锌精矿。

快速浮选提高选铜指标的试验研究

某铜硫矿中含Cu 0.55%,含S 5.21%,磁黄铁矿含量较高.在对其进行工艺矿物学研究的基础上,将矿石磨至粒径小于0.074 mm占65%,采用"快速浮选-混合浮选-混合粗精矿再磨"工艺进行试验,结果表明,最终可获得含铜20.84%,回收率为93.97%的铜精矿.相比现场工艺提高了选铜指标,并节约了磨矿成本.

四川某高氧化率铅锌银多金属硫化矿浮选

四川某铅锌银多金属硫化矿氧化率达40％～45％，有用矿物种类繁多，结构构造复杂、嵌布粒度细，选矿难度较大，采用硫化-先铅后锌优先浮选工艺，成功实现铅锌银的有效分离回收。闭路试验可获得含铅47．66％、铅回收率为68．27％，含银2239．4g／t、银回收率为66．37％的铅精矿和含锌46．02％、锌回收率为70．78％，含银563．54g／t、银回收率为11．84％的锌精矿，银总回收率为78．21％。