分子力学在研究浮选药剂与矿物表面作用中的应用

简要回顾了分子力学方法的基本原理以及常用的UNIVERSAL分子力场,并综述了其在浮选药剂与矿物表面作用研究方面的应用进展。

双硫氮的捕收性能及作用机理研究

对双硫氮与三种矿物（黄铜矿、方铅矿和黄铁矿）的作用体系分别进行了浮选试验、分子力学模拟计算和红外光谱分析研究,纯矿物浮选试验表明,双硫氮对黄铜矿和方铅矿有较好的浮选效果,双硫氮与黄铁矿的相互作用受OH-影响较大,只有在酸性条件下才能浮选黄铁矿;人工混合矿试验验证了单矿物试验的结论,在pH 6～10、用双硫氮作捕收剂的条件下,黄铜矿和黄铁矿的浮选分离达到了很好的效果。分子力学模拟计算结果和红外光谱分析较好地解释了浮选试验的结果。

应用分子力学法研究铜离子活化闪锌矿作用机理

用分子力学方法对Cu2+与闪锌矿作用以及Cu2+作用后闪锌矿表面与丁基黄药相互作用进行模拟和计算,结果表明:Cu2+对闪锌矿起到很好的活化作用,Cu2+在闪锌矿表面的活化机理是发生键合作用;Cu2+活化后,丁基黄药同时吸附在闪锌矿表面Cu和Zn原子上。浮选试验和XPS测试结果验证了分子模拟所推出的结论,分子力学模拟方法可以较好解释矿物浮选作用机理。

高砷难处理硫精矿氰化浸出提银实验研究

某硫精矿中的银矿物嵌布粒度非常细小,包裹于硫化物中的银约占50.46%,属于难处理高砷含银硫精矿。采用细磨后化学预处理氰化浸出,银浸出率仍然低于80%;硫精矿经氧化焙烧后,As、S的脱除率都达到90%以上,但银浸出率却较低;对该含银硫精矿添加钠盐焙烧预处理,再采用常规氰化法浸出,银浸出率显著提高,达到85.15%,同时氰化钠耗量降低至2.0 kg/t。

氰化浸出废水处理方法研究进展

本文介绍了氰化浸出废水的主要处理方法,将其归结为两类处理方法:1直接分解破坏法;2回收利用氰化物法。并结合氰化废水的特点对各种处理方法的优缺点分别进行了分析。各黄金生产企业可根据废水的实际性质和具体处理要求,选择合适的处理方法,可选择单一处理方法,也可选择几种上述方法进行联合处理。

某微细粒复杂难选金矿浮选新技术应用实践研究

针对微细粒复杂难处理金矿砷、碳、硫含量较高,金回收率低等问题,成功开发出分段分流分速精细化浮选新技术,该项技术在某金选厂获得了成功运用,其中在原矿金品位3.59 g/t时,获得了金精矿含金45.56 g/t、金回收率90.07%的工业试验指标,与原生产指标相比,金回收率提高了11.22个百分点。该项技术工艺稳定,经济效益和社会效益显著。

某铜钼矿选矿工艺技术试验研究

对河南某矿区片岩型铜钼矿石,采用钼铜异步混合浮选再分离—硫浮选工艺流程,获得钼精矿品位为47.02%、钼回收率87.91%,铜精矿品位14.33%、铜回收率82.61%的较好指标。为开发利用该类型中低品位铜钼矿资源,提供了技术依据。

利用分子力学分析黄药浮选未活化菱锌矿的浮选行为

对菱锌矿—黄药(乙基黄药、丁基黄药、辛基黄药和十二烷基黄药)体系分别进行了浮选试验、FTIR红外检测、分子力学模拟和计算。对于未活化的菱锌矿,丁基黄药、辛基黄药和十二烷基黄药可以使之浮游。FTIR证实菱锌矿表面存在可以使之浮游的3种高级黄药的特征吸收峰,乙基黄药在矿物表面未被检测到。分子力学在原子尺度上模拟和计算了黄药—菱锌矿表面相互作用及作用能,指出结合药剂酯水分离系数后分子力学模拟和计算结果可以较好地解释捕收剂—矿物体系的浮选试验和红外检测结果。

难选微细粒高砷含碳金矿石中金的联合回收工艺研究

某金矿石具有微细粒、高砷、含碳、含泥量大的特点,其金矿物粒度及载体矿物粒度均很细,且金的赋存状态复杂,除与黄铁矿等硫化物矿物密切共生外,还有部分嵌布于石英等脉石矿物中,采用单一浮选或氰化浸出工艺均难以获得理想的回收指标。通过采用调整剂HS,两段磨矿两段选别流程,可获得金品位23.62 g/t、回收率67.22%的金精矿;采用试剂YC对浮选闭路尾矿进行预处理氰化浸出,金作业浸出率为71.25%,对原矿金回收率为23.36%,联合流程金总回收率可达到90.58%,技术指标较好。

二硫醚对黄铜矿和黄铁矿浮选行为的研究

分别对黄铜矿—二硫醚、黄铁矿—二硫醚体系进行了分子力学模拟计算、纯矿物浮选试验研究和人工混合矿试验研究。研究结果表明,二硫醚对黄铜矿有较好的选择性,在中性和弱碱性pH条件下可以浮选分离黄铜矿和黄铁矿。

黑龙江某钼矿选矿工艺试验研究

黑龙江某钼矿钼原矿品位为0.108%,实验室采用"一段粗磨浮选抛尾,钼粗精矿两段再磨再选"选矿工艺流程,获得了较好的指标,钼精矿品位50.57%,回收率89.38%。试验研究为开发利用该类型钼矿资源,提供了技术依据。

某低品位金矿的氰化浸出试验研究

对含金1.15 g/t的某低品位金矿进行了原矿全泥氰化浸出和柱浸浸出的实验室试验研究,研究结果表明,在原矿磨矿细度为-74μm占90%条件下,采用原矿全泥氰化浸出工艺,金浸出率79.13%;采用柱浸浸出,-10 mm粒级矿样金浸出率达到68.70%。工艺方案比较表明,在目前原矿金品位1.15 g/t、金价220元/g的情况下,推荐采用堆浸工艺开发此低品位金矿资源。

某金矿石矿物加工试验研究

为了给开发某金矿提供依据,在工艺矿物学研究的基础上,对该矿石进行了可选性试验研究。采用异戊基黄药+BK903G为选金捕收剂,完成了两粗、两扫、两精闭路流程试验。对于金品位为2.87g/t的原矿,在磨矿细度为-0.074mm占80%的情况下,可获得金品位51.94g/t、金回收率为82.06%的金精矿。

某微细粒难选铜矿选矿试验研究

对某铜品位0.75%的微细粒难选铜矿进行了选矿试验研究。采用磁选-铜快速浮选-快速浮选尾矿强化选铜-铜粗精矿再磨精选的联合流程,闭路试验获得了铜品位23.57%、铜回收率83.23%的铜精矿。

某低品位铜铅锌硫化矿浮选分离

针对某低品位铜铅锌硫化矿,采用铜铅顺序优先浮选—锌硫混合浮选再分离工艺进行了浮选分离试验研究。选用高效选择性铜捕收剂BK916和铅捕收剂BK906进行了铜铅顺序优先浮选试验研究,并在锌硫分离试验研究中,利用环保型抑制剂BD和石灰的组合作用,有效抑制了锌硫混合精矿中的黄铁矿,获得了铜品位20.68%、铜回收率72.98%的铜精矿;铅品位61.38%、铅回收率73.57%的铅精矿;锌品位46.31%、锌回收率73.17%的锌精矿和硫品位48.54%的硫精矿。

某选金尾矿中综合回收重晶石试验研究

某选金尾矿中含有29.20%的重晶石,为了实现资源的综合利用,在工艺矿物学研究的基础上,通过初步的重选、浮选工艺对比,确定采用浮选工艺流程。采用碳酸钠、水玻璃和六偏磷酸钠作为调整剂,BK409G作为捕收剂,通过两次粗选、四次精选和两次精扫选获得重晶石精矿的BaSO 4品位为91.14%、回收率为85.84%的较好指标。

新型捕收剂BKG721在贵金属矿浮选中的应用研究

针对贵金属矿中微细粒的金矿物、铂族元素矿物及其载体矿物,通常采用黄药类和丁基铵黑药的组合捕收剂来提高金(或铂族元素)的回收率,而丁基铵黑药具有一定的起泡能力,若矿石中含有大量的易浮脉石或矿泥,使用丁基铵黑药将导致中矿循环量过大,进而影响精矿品位。采用BKG721捕收剂(新型捕收剂,液体,捕收能力强,起泡能力弱)对金矿石和铂钯矿石进行了一系列试验研究,研究结果表明,BKG721与黄药类捕收剂组合使用,在贵金属矿浮选时可获得较高的精矿品位和回收率,其选别指标优于黄药类和丁基铵黑药的组合捕收剂。

选择性铜捕收剂BK916在某铜矿快速浮选中的应用

某铜矿铜品位为1.09%、硫含量1.63%,伴生金、银品位分别为0.14g/t和10.87g/t,在研究矿石矿物学特性的基础上,进行了铜捕收剂考查和工艺流程结构的试验研究,结果表明,采用选择性铜捕收剂BK916结合快速浮选工艺流程,可获得铜品位为24.03%、铜回收率为93.68%的铜精矿,其中金、银回收率分别为45.33%和68.31%,相比常规浮选流程,选矿指标明显提高。

某复杂硫化铜铅锌矿的选矿试验研究

根据某复杂硫化铜铅锌矿石特性,矿石中的铜矿物大部分为黄铜矿,另有微量的辉铜矿、铜蓝等;锌矿物主要为闪锌矿;铅矿物主要为方铅矿。矿石中还含有少量磁铁矿、磁黄铁矿、黄铁矿以及毒砂、褐铁矿等其他金属矿物。脉石矿物主要为透闪石和透辉石。针对该矿石,采用铜-铅-锌全优先浮选工艺,采用矿冶科技集团自主研发的选择性铜捕收剂BK910和高效捕收剂BK906,闭路试验获得了铜品位为23.24%,铅含量为3.03%,铜回收率84.28%的铜精矿、铅品位为75.82%,铜含量为0.16%,铅回收率为82.65%的铅精矿和锌品位为52.36%,锌回收率为93.74%的锌精矿。

氯化焙烧综合回收硫精矿中有价金属研究

银山硫精矿含金1.40 g/t,银21.0 g/t,铜0.17%,硫47.08%,铁41.21%,具有较高的经济价值,仅作为硫精矿制酸将造成资源浪费。针对该硫精矿进行了“氧化焙烧-焙砂制粒-氯化焙烧”的工艺条件试验。扩大试验各金属挥发率为金96.72%,银90.91%,铜52.48%,熟球含铁60.72%,抗压强度2.105 kN,达到三级品要求,实现了硫精矿中有价金属的综合回收。由于扩大试验焙烧设备及操作方面的原因,铜的挥发率远低于小型试验,在实际生产中须予以重视。机理分析表明,焙烧时需要采取必要措施抑制氯化钙在低温度下的分解,提高氯化钙的利用率。