硫化矿浮选粗精矿再磨工艺对矿物表面性质的影响

随着矿产资源开发利用程度的逐年加剧,目前大部分有色金属选厂处理的都是品位低、嵌布粒度细的复杂多金属矿,为提高有价金属的选矿回收率、降低磨矿成本,大部分选厂都采用"阶段磨矿、阶段选别"工艺,其中以浮选粗精矿的再磨最为常见.硫化矿浮选粗精矿的再磨可显著提高磨矿效率及目的 矿物解离度,但生产实践中大部分选厂仅关注目的 矿物的解离度,而忽视了硫化矿浮选粗精矿再磨过程中磨矿介质、磨矿方式、矿浆电化学环境等多种因素对矿物表面性质及浮选行为的影响.文章系统总结了硫化矿浮选粗精矿矿物组成特点及矿浆化学性质的基础上,综述了硫化矿浮选粗精矿再磨过程中磨机类型及磨矿方式、磨矿介质材质及形状、矿浆电化学环境、药剂浓度等多种因素对再磨后矿物表面性质及浮选行为的影响规律,指出通过精矿再磨工艺参数及矿浆电化学环境的合理优化调整,增强矿物表面间的亲水/疏水性差异,提高精选分离效果应是未来硫化矿浮选粗精矿再磨研究关注的重要方向.     

云南某微细粒辉钼矿工艺矿物学与浮选回收技术研究

针对云南某单一的低品位硫化钼矿,辉钼矿嵌布粒度粗细极不均匀,微细粒含量高的特点,进行了工艺矿物学与浮选回收技术研究.采用原矿粗磨—钼粗精矿再磨的阶段磨浮选矿回收工艺,以水玻璃和硫化钠做脉石矿物的抑制剂,以煤油和2#油分别作辉钼矿的捕收剂和起泡剂,对原矿Mo品位0.22％,全流程浮选闭路试验获得了钼精矿含M050.12％,回收率92.73％的浮选指标,浮选回收工艺流程合理、药剂制度简单环保.     

低品位含钼混合铜矿硫氧混选工艺试验研究

四川省冶金地质勘查院对西藏冲江低品位含钼混合铜矿石进行选矿试验研究,针对氧化铜矿物的特性,使用螯合捕收剂B-135,采用的硫、氧混合浮选工艺使铜的回收率从77%提高至80%,同时采用铜钼混合浮选—精矿抑铜浮钼工艺流程,获得含铜20%、回收率79%的铜精矿和含钼48%、回收率87%的钼精矿。本研究使硫、氧混合浮选工艺在选别含钼混合铜矿石中得到了应用。     

阶段磨选工艺在白云鄂博磁铁矿选矿中的应用

白云鄂博磁铁矿是由沉积变质并经多期热液叠加形成,矿石矿物间嵌布关系复杂,嵌布粒度细.为进一步提高白云鄂博磁铁矿选矿铁精矿品位,降低有害杂质含量,采用阶段磨选工艺流程后的铁精矿品位达到66.91％,回收率为73.12％,与原连续磨矿分级—弱磁选—反浮选工艺流程相比,精矿品位和回收率同时提高,选别指标有了明显改善.     

青海某金矿石可选性试验研究

针对青海省某金矿采用常规的氰化浸出效果不佳（金浸出率仅为8.19%）和含较高的砷、硫的情况和特点,进行了可选性试验研究。摇床重选虽然可获得品位较高的金精矿,但其回收率太低。浮选试验表明,采用一粗三精三扫的浮选闭路流程,可获得品位为72.72g/t,回收率为88.74%的浮选金精矿,选别指标较为理想。确定的最佳操作条件为...     

河北某斑岩型钼矿提高选矿指标试验研究

河北省某钼矿为单一斑岩型钼矿,主要金属矿物为辉钼矿。为了进一步提高钼精矿的品位和回收率,试验采用混合捕收剂(煤油∶2号油=2∶1)和新型捕收剂PE-100相结合的方法,粗选时可使粗精矿的回收率提高2个百分点,品位也略有提高。为节约生产成本,试验采用阶段磨矿阶段选别的选矿工艺,即原矿磨矿(-0.074mm占60%)后,经一次粗选,一次扫选,粗精矿再磨(-0.038mm占85%)后再进行5次精选,最终获得钼精矿品位w(Mo)=50.007%,回收率为89.90%的较好指标。     

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-0.074mm占90.46%。选铅部分以Na₂CO₃为调整剂,水玻璃作为抑制剂,Na₂S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,Na₂S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。     

铜-锌-硫混合粗精矿的选择性浮选分离

细粒嵌布型铜锌硫化矿采用粗磨后混合浮选工艺,具有回收率高和成本低的优势,但对所产出的混合精矿,亟需解决铜、锌、硫之间的高效彻底分离。云南玉溪地区铜锌硫混合粗精矿,其细度为-74μm 75%,含Cu 2.45%、Zn 4.93%、S 31.21%,笔者采用粗精矿再磨-铜、锌、硫选择性浮选分离工艺,研究了再磨细度、药剂种类、用量等因素对各矿物分离效果的影响。当粗精矿再磨细度为-38μm90%时,闭路试验获得品位和回收率均较高的铜、锌和硫精矿产品,铜精矿含Cu 21.00%,Cu回收率84.27%,锌精矿含Zn 48.37%,Zn回收率85.94%,硫精矿含S37.90%,S回收率82.85%,混合精矿中的铜矿物、锌矿物、硫矿物均实现了较彻底的分离。本研究为铜多金属混合精矿的有效分离提供了一种可资借鉴的方法。     

浙江衢州里芭蕉萤石矿选矿试验研究

针对浙江衢州里芭蕉矿区萤石嵌布粒度细、精矿产品质量差的问题,对该萤石矿进行选矿试验。通过细磨以及多次精选,同时用水玻璃抑制长石、石英等脉石矿物来提高萤石精矿品位。该矿经浮选选别后获得萤石精矿CaF_2品位98.28%,回收率96.81%的良好指标,精矿产品质量达到特级品要求。     

吉林省白山市大横路铜钴矿可选性试验研究

针对吉林省白山市大横路铜钴矿的矿石性质,试验研究了浮选回收铜钴矿的工艺流程、药剂制度及所能达到的选别指标。在入选铜品位为0.093%,钴品位为0.062%,磨矿细度-74μm的条件下,铜经过一次粗选、二次精选、二次扫选,钴经过一次粗选、二次扫选可分别获得混合精矿铜的品位13.06%,回收率70.53%,钴的品位0.69%,回收率73.04%。     

新型捕收剂RA-92在低品位碳酸锰矿选矿中的应用

微细粒低品位锰矿由于颗粒间的非选择性聚集、浮选药剂用量大、浮选效率低等技术难题而致使其利用困难,造成大量浪费。在品位低于13%的锰矿浮选技术研究中,捕收剂最受关注,前人已研究了多种类型的捕收剂,所得精矿品位在16.9%~18.3%之间,回收率为56%~97%,回收率比较理想,但精矿品位总体不高。本文将新型捕收剂RA-92应用于湖南凤凰-花垣地区低品位碳酸锰矿(锰品位为10.7%)的选矿工艺中,实验研究了磨矿细度、pH值、抑制剂和捕收剂用量对浮选效果的影响,在最佳工艺条件下,精矿品位由原矿的10.7%提升至17.4%,回收率达到80.2%。研究表明RA-92对碳酸锰矿具有良好的捕收性能,浮选工艺相对简单且捕收剂用量少,浮选成本较低,可为此种捕获剂在微细粒低品位碳酸盐锰矿选矿中的应用得到推广。     

内蒙古阿右旗低品位镍矿石可选性试验研究

该试验对低品位镍矿进行了选矿试验研究。结果表明：采用一段磨矿、细度-0．074mm 85％、先反浮选脱泥、脱泥后的尾矿进行粗选,两次粗扫选、三次精选流程;浮选药剂采用碳酸钠、2^#油、CMC、硫酸铜、丁基黄药、J-622;试验指标为：原矿镍品位0．18％、浮选精矿镍品位3．15％、浮选尾矿品位0．11％、反浮选产品镍品位0．19％、精矿镍回收率39．17％。该研究结果为该矿石的可选性评价提供了技术依据。     

钼矿石与钼精矿成分分析标准物质研制

钼矿勘查开发与综合利用评价等工作需对其化学成分进行准确测试,标准物质可为分析测试提供基础标准和技术支撑。我国已有的钼矿石和钼精矿标准物质系列性不足,且余量不多,多数样品已耗尽。本文为满足钼矿资源勘查、开发与贸易的总体需求,研制了3个钼矿石和1个钼精矿成分分析标准物质。根据设计的钼含量的梯度范围和钼矿的矿床成因,在钼矿资源储量最多的河南省采集了1个钼尾矿(Mo含量0.02%)、1个钼矿石(Mo含量0.09%)和1个钼精矿(Mo含量50.0%)。3个钼矿石采用重量法组合制备的方式加工,1个钼精矿为原样粉碎加工,钼精矿在加工制备过程向球磨机内充氩气保护,防止硫化物氧化。按照一级标准物质研制规范,采用13家实验室使用多种准确可靠的方法共同定值,定值元素包括成矿元素(Mo),可综合利用元素(W、S、Cu、Pb、Zn、Fe、Bi),具找矿和矿产评价意义的微量元素(Ag、As、Cd、Mn、P、Pb、Sb)及构成脉石的主成分(SiO₂、Al₂O₃、Fe₂O₃、CaO、MgO、Na₂O、K₂O)共计26种。3个钼矿石标准物质Mo的含量分别为0.066%、0.15%、0.54%,1个钼精矿标准物质Mo的含量为50.08%,是已有标准物质的良好补充和完善。标准物质经均匀性和稳定性统计检验具有良好的均匀性和稳定性;标准值计算方法正确,不确定度评定合理,经国家质量监督检验检疫总局批准为国家一级标准物质(编号为GBW 07141~GBW 07144),可用于钼矿的勘查、开发、选冶及贸易中化学成分测试的量值标准与分析质量监控。     

The Comprehensive Utilization and Purified Research on Kaolin Ores in Huichang

Kaolin ores in Huichang contains these minerals of quartz sand, kaolin, mica and feldspars. In order to recover these valuable resources, some experiments of screening, classification, magnetic separation, grinding and flotation are carried out on the basis of the kaolin ore properties. The test results indicate that quartz sand concentrate can be directly obtained when vibrating screen size used is 10 meshes. Materials that are smaller than the screen hole are injected to hydraulic cyclones which controlling classification size is 325 meshes; kaolin concentrate containing above 33.70% Al2O3 and 0.37% Fe2O3 can be well beneficiated from the overflow through magnetic separation with one stage rougher and cleaner to remove iron. On the other hand, the hydrocyclone spigot flow to grinding and flotation with one stage rougher and two scavengers, mica and feldspars concentrate can be beneficiated in sequence. Therefore, these valuable minerals of kaolin ores can be realized comprehensive utilization.     

胶东蚀变岩型金矿石工艺矿物学性质研究

利用化学分析法、透反射偏光显微镜、X射线衍射、分析型扫描电镜、电子探针能谱仪等测试手段对胶东蚀变岩型金矿石的工艺矿物学性质进行系统研究。结果表明,矿石类型属于低硫含金黄铁矿矿石;矿石中金元素主要以自然金的形式存在,自然金占66.67%,其次为银金矿,占33.33%。矿石中金矿物平均成色为720.44,自然金平均成色为829.72,银金矿平均成色为784.77;金矿物粒度以细粒、微细粒为主。矿石中自然金和银金矿粒度大部分为5～37μm,该粒度范围内的金颗粒累计体积分数为99.83%。矿石中金矿物易于解离,粗磨粒度-75μm粒级达56%～65%时,自然金和银金矿解离率可以达到94%左右,可以获得良好的浮选指标。     

鄂西高铁高钛煤系高岭土矿选矿工艺实验研究

以鄂西地区高铁高钛煤系高岭土矿为原料,采用浮选脱硫、强磁选除铁的浮-磁联合流程,选矿除杂效果显著。选矿产品经搅磨超细磨和煅烧工艺处理,最终产品产率77．5％,白度90．3,粒度90．2％、2μm。精矿各项指标均达到90级高级加工纸质量要求。     

助磨剂的试验研究

在磨矿中加入助磨剂是有效提高磨矿效率的一个重要途径，但在我国的研究还很少。对吉林某金矿的磨矿进行了助磨剂的试验研究，试验表明：在选定的条件下，选用二氧化锰、乙醇作为助磨剂可以使磨矿时间由120min缩短到90min左右，磨矿效率提高20%左右，而且环境污染小。本试验对其它矿山的磨矿作业也有很大的参考价值。     

铭溪龙凤场铅锌混合矿选矿工艺的探讨

福建省大田县硫铁矿利用原有设备，部分进行技改配置生产铅锌混合矿；并采用铅锌混合优先浮选流程，经过一年多生产实践，混合矿质量均达到国家标准；但铅、锌回收率低。通过改造选矿工艺流程、增加精选槽数、稳定原矿和加强磨矿细度控制等试验表明，铅、锌回收率可稳定在９２％以上