氧化矿和盐类矿物浮选捕收剂协同效应研究现状

高效协同浮选药剂的研发是复杂难选矿产资源高效回收领域的重点研究方向之一,但药剂协同机理研究远远落后于实践。本文以冶金、化工领域的主要原料氧化矿及盐类矿物的浮选特性为研究对象,根据组合药剂的使用情况将浮选捕收剂的组合类型分为了同类药剂之间协同、异类型药剂之间协同、同一药剂之间“自协同”3种类型。论文对每种组合类型的应用特点、范围、效果进行了详细的总结归纳,提出了共吸附、层叠吸附、非极性基疏水缔合、非极性基电子共轭4种主要的组合药剂作用机理,同时指出了采用宏观与微观相结合的检测手段是加深药剂组合理论研究的重要方法。研究认为,相对于不同捕收剂之间的协同效应,捕收剂与起泡剂之间的协同及捕收剂之间的“自协同”效应也具有广泛的工业应用潜力。     

钾长石选矿工艺研究

对灵寿县钾长石进行的磁选,擦洗和浮选试验表明,采用其中任何一种单一选矿方法都很难获得能满足玻璃、显像管玻壳生产需要的长石精矿。采用擦洗-浮选-磁选-脱泥工艺获得了Fe_2O_3<0.15%的钾长石精矿。上述工艺所进行的工业试生产表明,磁选和脱泥是保证精矿降铁的关键作业。     

一种分离软钾镁矾与氯化钠的浮选药剂

混合酰胺类药剂是反浮选软钾镁矾的一种选矿浮选药剂。它首次在国内对青海盐湖研制成的滩晒软钾镁矾和氯化钠混合可溶性盐使用,具有明显的分选效果。通过实验室试验,软钾镁矾品位达94%以上,回收率90%以上。这种药剂在制备过程中采用可溶性有机液体分离产生酰胺,酰胺再与浮选活化剂混合使用的方法,通过多种药方比较,达到预期分离效果。此类混合药剂原料来源广,制备工艺简单,成本低廉,具有一定的推广应用价值。     

甘肃某含锑金矿浮选尾矿工艺矿物学研究

甘肃某金矿石平均含Au 4.3 g/t,为典型的含锑、砷难处理金矿,现场采用"重选-浮选-浮尾氰化"工艺回收Au,但Au的总回收率仅82%左右,浸渣中Au含量高达1.0~1.2 g/t,损失严重。为查明Au损失原因,提高Au回收率,采用矿物解离度分析仪(MLA),并结合传统的光学显微镜分析,对现场的浮选尾矿(氰化浸出给矿)进行了工艺矿物学研究。结果表明,浮选尾矿含Au 2.8 g/t,但Au赋存状态较为复杂,其中仅29.2%的Au以显微金-明金(粒度≥0.1 mm)形式存在,18.8%和48.2%的Au以超次显微金(粒度0.001 mm)形式赋存于辉锑矿、黄铁矿、毒砂等硫化矿物和石英、白云石、高岭石等硅酸盐矿物中,金嵌布粒度较细和包裹金所占比例较高,难以回收,是Au损失的主要原因。根据工艺矿物学研究结果,对可行的回收方案进行了初步研究。     

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。     

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。     

四川盐源混合铜矿的工艺矿物学研究

利用扫描电镜、X射线能谱分析、XRD、MLA矿物检测软件对四川盐源混合铜矿的物质组成、赋存状态、嵌布特性、粒度特征、解离特征进行了研究。结果表明,该矿石中的主要有价金属是铜,含量为1.05%,主要赋存于黄铜矿、斑铜矿、辉铜矿、孔雀石中,脉石矿物主要有石英和长石,其次为方解石、绿泥石;主要矿物的粒度均小于20μm,其中-9.6μm粒级的金属含量为0.3%,矿物单体解离度差;主要的铜矿物与脉石矿物共生紧密,仅仅利用常规手段难以达到良好的经济指标。基于上述工艺矿物学研究结果,采用一粗两精两扫的强化浮选流程、集中处理部分中矿的方案进行闭路试验,获得铜精矿铜品位达19.12%,回收率达79.16%。