老挝某氧化铅锌矿浮选试验研究

老挝某氧化铅锌矿中含Pb 2.87%、Zn 13.80%、Ag 143.90 g/t,矿石性质及结构较复杂,选别难度较大。为充分回收该矿石资源,对其进行了详细的浮选试验研究。通过对选别条件逐级优化,确定磨矿细度为-0.074 mm占90.46%。选铅部分以Na_(2)CO_(3)为调整剂,水玻璃作为抑制剂,Na_(2)S作为活化剂,丁基黄药和异戊基黄药为组合捕收剂,2^(#)油为起泡剂;选锌部分以六偏磷酸钠为分散剂,Na_(2)S为活化剂,KZF为捕收剂。通过选铅“二粗三精三扫”,选铅尾矿再选锌通过“一粗二精二扫”中矿循环返回的大开路小闭路流程,获得铅品位45.28%、回收率77.78%的铅精矿,锌品位34.13%、回收率89.38%的锌精矿。铅精矿中银品位为1016.38 g/t、回收率为34.82%;锌精矿中银品位为193.43 g/t、回收率为48.58%,较好地实现了对该矿石资源的综合回收利用。

选矿废水中残留药剂生物降解技术研究进展

选矿药剂通常用于调节矿物表面和浮选介质的物理化学性质,扩大有用矿物与脉石矿物间的亲疏水性差异,从而达到更好的分选效果。选矿药剂种类繁多,含有残留药剂的选矿废水直接外排会造成环境污染。生物降解作为一种新型生化处理方法,具有成本低、能耗少、无二次污染等优点,因此研究高效降解选矿废水中残留药剂的方法尤为重要。论述了当前黄药、黑药、羟肟酸类、松醇油等选矿药剂生物降解技术的研究进展,分析了影响降解效果的工艺因素和选矿药剂生物降解研究存在的主要问题,并对今后的研究工作进行展望。影响黄药生物降解效果的因素有黄药初始浓度、pH、温度,振荡速率、降解时间、碳氮比、氮源和金属离子等。外加碳源可促进黄药的降解。CS2、ROCSSH和单硫代碳酸盐是烃基黄药的主要降解产物,并伴有少许双黄药油液滴生成,属于一级酶促降解动力学。黄原酸盐分解的中间产物是过氧化黄原酸盐。不同外加碳源同样会促进黑苯胺药的降解。羟肟酸类捕收剂降解反应是一级反应动力学。影响对松醇油的降解因素有pH值、接种量、温度、摇床转速、松醇油初始浓度、反应时间等。针对选矿药剂生物降解研究存在的主要问题,今后的研究工作应借鉴相近领域的生物技术手段筛选出高效降解菌株,在降解机理上开展更深入研究,在分子水平上改造基因,利用基因工程技术构建新的降解菌株。同时,应加快选矿废水生物降解设备的研制。

矿物浮选分离硫化铜、硫化锌的研究进展

随着我国对金属铜、锌资源需求的不断增加,有效地处理铜、锌矿石及对两者的高效利用对我国的经济建设有着极大的意义。硫化铜矿以黄铜矿为主,通常与硫化锌矿中的闪锌矿伴生,因此对两者进行分离是选矿研究中的一个热点。由于磨矿过程中黄铜矿溶解出的铜离子会对闪锌矿造成明显的活化效果,使得两者可浮性相近,这是导致铜、锌矿物分离困难的主要原因。对于铜锌硫化矿浮选分离当前的研究热点主要为抑锌浮铜,但在闪锌矿抑制剂研究方面深度不够,必须进一步研究不同抑制剂的抑制机理,从而更加清楚地调控矿浆环境及合理改变矿物的表面性质,以此增强抑制剂对闪锌矿的选择性。而发展新型氧化型药剂、外界物理化学方法改性以及研究抑铜浮锌的新方法是今后铜锌浮选分离的研究方向。

硫化铜、砷矿物浮选分离的研究进展

随着我国对金属铜资源需求的不断增加,有效处理和高效利用铜矿石对我国的经济建设有着极大的意义,当前大多数硫化铜矿中含砷较高,砷一旦进入自然环境会对环境及人类健康有着极大的危害。由于黄铜矿与毒砂的性质相近且铜离子会对毒砂起到活化作用,这导致铜、砷矿物分离成为一大难题。从砷的抑制方向出发,综述了当前铜砷浮选分离的研究方法和技术,重点介绍了硫化矿降砷抑制剂的应用、溶液离子对矿物的影响及机理、物理化学方法改性的应用。在抑制剂研究方面必须进一步研究其在矿浆中与矿物表面发生作用的机理,从而更加清楚地调控矿浆环境及改变矿物表面性质,增强抑制剂对毒砂的选择性。最后指出,发展新型药剂、采用特定方法改性、利用量子化学理论计算铜、砷硫化矿物的晶体结构与表面性质差异是今后铜砷浮选分离的研究方向。

煤炭微生物絮凝技术的研究进展

结合国内外微生物絮凝剂及其产生菌的研究概况,分析了微生物絮凝剂的化学组成和属性,探讨了微生物絮凝机理,对国内外煤炭微生物絮凝技术的研究进展进行了评述。重点针对煤泥水絮凝,具体分析了单一菌种微生物絮凝剂、复合型生物絮凝剂、微生物絮凝剂与非生物絮凝剂复配等对煤泥水的絮凝效果,并根据目前研究中存在的问题指出今后需要研究的方向。

贵州某钒-铅矿选矿试验研究

贵州某钒-铅矿中V 2O 5的品位为0.66%、Pb的品位为6.27%、Zn的品位为2.64%,对该矿采用重选-浮选联合的原则流程,通过条件试验确定各浮选作业的最佳技术参数,最终确定先重选,摇床尾矿再通过浮选“一粗三精二扫”中矿依次返回上一层的闭路试验流程,可获得铅品位31.45%,回收率为61.55%的铅精矿1,其中钒品位10.60%,回收率90.62%;铅品位30.26%,回收率为26.07%的铅精矿2,得到铅的总回收率为87.62%,钒的总回收率为95.96%。

煤泥水生物絮凝中助凝剂的研究现状及展望

助凝剂作为一类可以提高或改善凝聚和絮凝效果的辅助药剂已被广泛应用于水处理工艺中。文章在对助凝剂类型及主要作用概述的基础上,分析了煤泥水生物絮凝的特点,重点分析阐述了助凝剂在微生物絮凝煤泥水中的研究现状,并根据研究中存在的问题,对煤炭生物絮凝助凝剂的研究发展前景进行了展望。

云南某硫化铅锌矿选矿试验研究

云南某硫化铅锌矿中Pb的品位为6.82%、Zn的品位为21.03%,主要脉石矿物是方解石、白云石等,且矿石中含黄铁矿较多,对铅锌选矿造成一定的影响。对该矿采用优先浮选的工艺流程,通过条件试验确定各浮选作业的最佳技术参数。最终,通过铅硫混选选铅,铅硫混选产品进行铅硫分选,铅硫分选尾矿进行锌硫分选,中矿依次返回上一作业;选锌“一粗三扫”中矿依次返回上一作业的闭路试验流程。通过加入重新设计选别药剂和采取优化后的工艺流程,最终获得:铅含量为66.1%、回收率为88.95%的合格铅精矿;硫精矿中含硫50.11%、含铁42.91%,有效地抑制了黄铁矿;获得含锌61.6%、回收率为95.16%的合格锌精矿,同时铅精矿中含银410.9g/t,使该矿石中的银金属得到了有效富集,有效实现了金属的综合利用。

典型金属离子对黄铜矿浮选效果的影响研究进展

总结分析了黄铜矿浮选矿浆中难免金属离子的主要来源,以及Na^(+)、Al^(3+)、Ca^(2+)、Mg^(2+)、Cu^(2+)、Fe^(3+)等金属离子在黄铜矿浮选中对浮选行为的影响及其相应作用机理。研究表明,金属离子在浮选矿浆中通过生成亲水性胶体或沉淀影响矿物表面荷电性能,从而改变矿物表面性质,影响黄铜矿的浮选效果。金属离子的浓度以及矿浆环境也会对金属离子在矿浆中的浮选行为造成影响。指出可以应用先进检测手段和量子力学计算的方法探索金属离子的影响机制,展望了金属离子在黄铜矿浮选中的应用前景和发展方向。

云南某白钨矿浮选试验研究

云南某低品位白钨粗精矿WO_(3)品位为6.37%,CaF_(2)品位为22.68%,矿石成分复杂、萤石含量高,导致白钨选别困难。以该白钨粗精矿为研究对象,采用加温浮选法,开展了水玻璃用量、抑制剂种类和用量、捕收剂种类和用量等条件试验。试验结果表明,选用水玻璃和氟硅酸钠作为组合抑制剂,能够较好地抑制萤石,使白钨矿与萤石得到有效分离,显著提高了钨精矿中钨的品位及回收率。731捕收剂相比于其他捕收剂具有较好的捕收效果。在最佳条件试验的基础上,当水玻璃用量为8000 g/t,氟硅酸钠用量为1500 g/t,731捕收剂用量为300 g/t时,对白钨粗精矿进行了精选闭路试验,试验流程为一粗七精三扫选(中矿逐级返回),获得WO_(3)品位为56.63%、回收率为96.10%的钨精矿,取得了较好的浮选效果,为选别同类矿石提供了一定的参考。

老挝某金尾矿浮选—氧化浸出试验研究

老挝某金矿浮选尾矿中金品位为2.99 g/t,含金量较高,为高效回收该尾矿中的金,开展了详细的选矿试验研究。尾矿中金主要赋存于硫化物中,其次是连生体金和单体金,决定采取浮选—氧化浸出联合选别流程。采用石灰作为pH调整剂,以六偏磷酸钠和水玻璃为脉石矿物抑制剂,以CuSO_(4)和Pb(NO_(3))_(2)为活化剂,以丁铵黑药和丁基黄药作为捕收剂,在条件试验的基础上对金矿浮选尾矿通过“一粗三精三扫”的闭路流程试验,获得了金品位为28.57 g/t、回收率为67.36%的金精矿;同时,所得尾矿金品位为1.05 g/t。再以高锰酸钾作为氧化剂,以氰化钠作为浸出剂对该尾矿进行氧化浸出,最佳条件下金的浸出率为43.57%,相对于原矿浸出率为14.22%,且浸渣中金品位仅为0.6 g/t,金总回收率为81.58%,取得了较为满意的试验指标。

老挝某难选金矿选矿试验

老挝某金矿中金品位为4.12 g/t,金主要赋存在黄铁矿等硫化矿中,属于一种难处理的氧硫混合型矿石。为高效回收该矿石中的金,开展了详细的选矿试验。对浮选条件进行逐级优化,确定了最佳的作业参数。通过对原矿进行“一粗三精四扫”,扫选部分中的三个中矿合并再磨并进行“一粗三精三扫”的全闭路流程试验,获得了金品位为32.16 g/t,回收率为57.06%的金精矿1及金品位为31.48 g/t,回收率为24.37%的金精矿2,得到了总回收率为81.43%的金精矿,且尾矿中金品位仅为0.85 g/t,金的损失较小,取得了较为满意的生产指标。

柴油的微乳化及其浮选应用效果研究

以正丁醇为助乳剂,选用十六烷基三甲基溴化铵(CTAB)、失水山梨醇单油酸酯(Span80)、油酸进行两两复配得到三种复配乳化剂。在复配乳化剂的作用下将一定比例的柴油和水搅拌均匀制备出澄清、透明、均一的微乳化柴油,并进行浮选试验,试验证明,由油酸和Span80制得的复配乳化剂制成的微乳化柴油效果最佳,其复配乳化剂比例为:油酸58.14%、氨水17.44%、Span80 6.98%、正丁醇17.44%。复配乳化剂仅占微乳化柴油的5%左右,最高油水比可达1∶2.7,而且此方案浮选完善指标相比纯柴油最高可提升22%左右,在实际生产中有着极其显著的经济效益,且能减少环境污染。

湖南某低品位难选萤石矿选矿试验研究

湖南某萤石矿中CaF品位为25.16%,硅、铝含量较高,属低品位难选萤石矿资源,为有效回收该矿石中的萤石资源,进行了详细的选矿试验研究。结果表明,该矿石易于碎磨,其中萤石品位还存在粒级偏析现象,即在粗级别和细级别颗粒的矿石中萤石品位偏高,呈“哑铃型”分布。根据萤石的分布特性,需进行预先分级处理后再进入磨浮作业,并通过逐级优化的条件试验,最终确定在磨矿细度为-0.074mm占85.63%的情况下,以羧甲基纤维素和木质磺酸钠作为组合调整剂,用量为500 g/t+900 g/t。水玻璃作为抑制剂,用量为1500 g/t,磺化油酸作为捕收剂,用量为800g/t。制定了1次粗选8次精选3次扫选,中矿逐级返回的闭路流程,得到CaF品位96.18%、回收率85.59%的萤石精矿,实现了对该矿石中萤石资源的高效回收利用。

云南某钨矿加温浮选尾矿萤石选矿试验研究

云南某钨矿加温浮选尾矿CaF_(2)品位为21.39%,属低品位萤石矿。石英等硅酸盐类脉石多,矿物组成复杂且呈不均匀分布,属难选难处理矿石类型。结合选别经验,制定了浮选工艺流程,经多次条件试验确定浮选流程的最佳参数。结果表明,采用“一粗七精三扫,中矿顺序返回”的闭路流程,得到萤石精矿CaF_(2)品位为96.02%,回收率为80.87%;WO_(3)品位为1.14%,回收率为65.13%。

云南高泥尾矿铅锌分离实验研究

针对云南高泥尾矿铅锌嵌布粒度细、泥化严重、性质相对复杂的技术难点,进行了铅锌分离实验研究,采用泥砂分级别浮选-重选联合工艺流程,有效分离了铅锌,实现了该复杂尾矿资源的综合回收利用。结果表明,该矿中铅含量为4.29wt%,锌含量为4.99wt%,铅主要以白铅矿和铅铁矾的形式存在,铅和铁相互交代形成不同的包裹形式,分离难度极大;锌主要以氧化锌的形式存在,氧化程度较深,锌氧化率达99%,且主要为难选的异极矿。最终通过闭路选矿流程,获得铅品位33.87%,回收率62.53%的铅精矿;铅精矿中银品位142.50 g/t,银回收率30.92%;获得锌品位15.21%、回收率47.82%的锌精矿。