生物药剂在金矿浮选中的试验探索

生物技术在选矿领域的应用越来越受到人们的重视,而生物药剂浮选技术还处于不断探索研究阶段。本文通过试验研究重点筛选出可生物降解的化学药剂H-3作为生物药剂应用于金矿浮选中。当H-3加工处理产物H-3-2用量为10×10~(-6)/5×10~(-6)时,粗精矿的回收率可以达到95.19%,尾矿品位为w(Au)=0.14×10~(-6)。与单一使用丁黄药和单一使用丁胺黑药相比,粗精矿回收率提高了2%～3%,尾矿品位降低了0.04×10~(-6)～0.09×10~(-6)。其用量仅是丁黄药和丁胺黑药用量的十分之一,降低了化学药剂的用量,且无毒无污染,可以生物降解,基本达到了预期目标。     

正交试验在某镍矿粗选药剂制度优化中应用

为优化陕西某镍矿粗选作业的药剂制度,本研究针对各影响因素设计了L9(34)正交试验。试验结果表明:羧甲基纤维素对镍粗精矿品位影响最为显著,而硫酸铜对镍粗精矿产率影响最显著。在此基础上,确定粗选作业的最佳药剂用量为:六偏磷酸钠用量为350 g/t、羧甲基纤维素用量为500 g/t、硫酸铜用量为360 g/t、丁基黄药用量为420 g/t。在此条件下可获得品位为1.63%,产率为20.48%,回收率为68.26%的镍粗精矿。与现场工艺相比,药剂用量和生产指标都得到了大幅改善,对该矿的生产实践有重要的参考价值。     

响应曲面法优化铜硫浮选分离试验研究

根据对铜矿的工艺矿物学分析,制定了先混合浮选后铜硫分离的工艺流程。通过单因素试验确定了混合浮选粗选丁基黄药与丁铵黑药最佳用量为180 g/t+90 g/t,二段磨矿最佳磨矿细度为-0.045 mm含量为80%,铜硫分离粗选捕收剂Z-200最佳用量为30 g/t。采用响应曲面法对铜硫分离抑制剂用量进行优化,结果表明抑制剂的最佳用量分别为Na₂S 119.43 g/t、CaO 1874 g/t、KG 498.26 g/t,在该条件下软件模拟得到Cu品位和回收率分别为8.47%、95.67%,与实际优化浮选试验结果相近。采用上诉最佳药剂制度进行闭路试验,最终获得Cu品位23.64%、Cu回收率92.54%的铜精矿和S品位43.45%、S回收率82.86%的硫精矿。     

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。     

四川某稀土矿尾矿中回收萤石的试验研究

四川某稀土尾矿中CaF2品位为24.67%,属于中低品位伴生萤石矿资源,具有一定的经济回收价值。根据该尾矿中主要脉石矿物组成及嵌布特性,经选矿试验研究,获取最佳萤石回收工艺流程。结果表明,在一段磨矿细度-0.074mm占60.16%条件下,采用调整剂碳酸钠、抑制剂酸化水玻璃、捕收剂OZ,经“1次粗选、2次粗精选、1次扫选”的试验流程得到萤石粗精矿;萤石粗精矿在二段磨矿细度-0.074 mm占79.26%条件下,采用抑制剂WS,捕收剂油酸,经“1次精粗选、7次精选、2次扫选”的闭路试验流程,最终获得含CaF2含量97.43%、回收率50.72%的萤石精矿1,CaF2含量93.25%、回收率25.97%的萤石精矿2,萤石总回收率76.69%,实现了对该稀土矿尾矿中萤石的回收。     

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。     

从铅尾矿中回收载银方铅矿的试验研究

采用化学多元素分析、XRD和SEM-EDS等技术对尾矿的矿物组成和微观结构进行表征,研究表明:该尾矿中主要的有价元素为铅、银,含量分别为0.67%、16.51 g/t,银主要呈细粒状或者类质同相赋存于方铅矿中,载银方铅矿为主要回收对象。在此基础上,对尾矿中载银方铅矿的回收进行了选矿工艺流程和药剂制度的研究;讨论了磨矿细度,捕收剂种类、用量,精选矿浆p H值等因素对浮选工艺的影响,确定了磨矿细度为-0.074 mm占80%,丁基黄药作为捕收剂,用量为80 g/t,石灰作为精选调整剂,矿浆p H=11.0的药剂制度。通过"一次粗选、二次扫选、三次精选"的浮选工艺流程,获得了铅、银品位分别为6.41%、147.09 g/t,回收率分别为63.38%、58.59%的精矿,实现了铅锌尾矿中铅、银的有效回收利用。     

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.     

江山铅锌金矿选矿试验研究

针对江山铅锌金矿品位低,矿物组成复杂的特点,采用"铅-锌-硫优先浮选,硫(金)精矿氧化焙烧预处理-焙砂氰化浸金"的工艺,金在铅(金)精矿、锌精矿、硫(金)精矿中的总回收率为81.25%。可使硫(金)精矿中96.89%的硫以二氧化硫的形式得到回收,对原矿的回收率为73.25%;金的作业浸出率达84.76%,对原矿的回收率为31.91%;浸渣中的铁品位达57.99%,对原矿的回收率为26.71%。通过试验研究与分析,确定适宜的选矿工艺及药剂制度,为今后合理开发该区矿石提供技术依据。     

含方黄铜矿-磁黄铁矿铜硫铁矿的分离工艺

土耳其某铜硫铁矿,其原有的生产流程为硫化矿混浮—铜硫分离—浮选尾矿磁选回收磁铁矿工艺,因其生产的铜精矿品位过低而开展了新分离试验研究。本分离研究在原矿工艺矿物学研究基础上,对可能影响选矿指标的因素进行了分析。研究过程发现,该原矿中具有强磁性的方黄铜矿及单斜磁黄铁矿的存在是影响选矿指标的最大因素。分离研究在合理的药剂制度上最终确定了硫化矿混浮—硫化矿精矿磁选分离—磁选精矿及尾矿分别进行铜硫分离—混浮尾矿磁选回收磁铁矿工艺。新工艺可获得达入冶标准的铜精矿、硫精矿、铁精矿,极大地提高了原矿的产出价值。