Ferromanganese ore is an important raw material for the beneficiation and smelting of manganese and iron.The efficient separation of manganese and iron is challenging due to the isomorphism and dispersion of fine particles.The process of hydrogen-based mineral phase transformation and magnetic separation was developed,and the effects of roasting temperature,roasting time,reduction gas concentration,and total gas flow on the separation of ferromanganese and the rate of conversion of divalent manganese were investigated.Iron concentrate with 55.24％iron grade and 91.07％recovery and manganese concentrate with 34.80％manganese grade,77.11％recovery,and 88.79％conversion of Mn2+were obtained under the roasting temperature of 660 ℃,roasting duration of 30 min,volume ratio of carbon monoxide to hydrogen of 1∶3,reduction gas volume fraction of 60％,total gas flow rate of 500 mL·min-1,and magnetic field intensity of 8.51 × 104 A·m-1.Chemical composition analysis,X-ray diffraction(XRD)analysis,and scanning electron microscope-energy dispersion spectra(SEM-EDS)analysis confirmed the effective separation of manganese and iron minerals.The raw ore was mainly composed of limonite,pyrolusite,and quartz.Most weakly magnetic iron ores were transformed into strong magnetic iron minerals after suspension magnetization roasting,whereas pyrolusite was transformed into manganosite after reduction roasting.The primary iron mineral in the iron concentrate was magnetite,containing a small amount of metallic iron.The main manganese mineral in manganese concentrate was manganosite,and the gangue mineral was quartz.Due to the remarkable differences in the magnetic properties of the iron and manganese minerals,efficient separation was achieved through magnetic means.The content of divalent manganese in the manganese concentrate was increased considerably by controlling the process conditions during the hydrogen-based mineral phase transformation,enabling the manganese mineral to be extracted easily by leaching.Thus,the goal of full component utilization of the raw ore and tailless beneficiation was achieved.This novel approach for the clean and efficient utilization of high iron and low manganese ores holds promise for the conversion and synchronous separation of the iron and manganese minerals,achieving the goal of"source reduction,efficient conversion,and precise recovery,"and achieving excellent economic and social benefits.
Elemental sulfur and other sulfur-containing intermediates and derivatives are formed during chalcopyrite bioleaching.The formation of these products can hamper or facilitate the dissolution of chalcopyrite.The study of sulfur speciation transformation during chalcopyrite bioleaching is a useful way to reveal the speciation and formation of the key materials that hamper or enhance the dissolution of chalcopyrite,therefore,to further understand the passivating mechanism of chalcopyrite,and provide theoretical foundation for further understanding of chalcopyrite dissolution mechanism.The progress on research of the characterization of the sulfur species and their transformation in chalcopyrite bioleaching are reviewed.
硫化浮选法是回收铜、铅、锌氧化矿常用的浮选工艺.为获得更高的回收率,研究人员常使用一些阴阳离子对硫化过程进行强化.文章通过对近些年铜、铅、锌氧化矿强化硫化浮选相关研究成果的梳理,阐述了铜、铅、锌氧化矿硫化浮选机制,讨论了铵根离子、铅离子、铜离子、锌离子、氟离子、氯离子、碳酸根离子等阴阳离子的强化机理,综述了其强化硫化基础理论研究的进展,并对未来发展方向进行了展望,以期对铜、铅、锌氧化矿强化硫化浮选的研究提供一定的帮助.
锡是现代工业不可或缺的关键战略金属,我国的锡矿资源十分丰富,但随着优质锡矿的消耗,锡矿资源贫、细、杂的特点越来越突出,微细颗粒、伴生组分复杂也是回收锡矿资源面临的技术难题.浮选作为回收微细粒锡石的主要方法,浮选药剂的选择至关重要.概述了常见的脂肪酸类捕收剂、胂酸类捕收剂、膦酸类捕收剂、烷基磺化琥珀酸捕收剂和羟肟酸类捕收剂的特点及作用机理,重点介绍了新型羟肟酸捕收剂在锡石浮选中的应用成果,以及捕收剂与活化剂、抑制剂在锡石浮选过程的组合使用,为锡石新药剂研发提供参考.
氧化铜矿是我国重要的铜矿资源,近年来易选铜矿资源逐年减少,因而,氧化铜矿的高效选别对铜资源的回收有着重要意义.由于现存氧化铜矿大多嵌布粒度细、含泥量大,难以与脉石矿物分离,使用常规活化剂处理难以达到理想的选矿指标.以 2,5-二硫酚-1,3,4-硫代二唑为基础,通过一锅法合成了新型高效氧化铜矿活化剂DX-2.浮选实验结果表明:针对含铜1.23%、氧化率为 90.24%的难选氧化铜矿,采用DX-2 为活化剂、硫化钠为硫化剂,在pH=8 的条件下,以戊基黄药、烷基羟肟酸钠为捕收剂,松油醇为起泡剂,得到了铜品位为 18.37%、回收率为 82.59%的铜精矿,为难处理氧化铜矿的高效浮选提供了新的技术途径.
微细粒方解石与白钨矿嵌布连生紧密,其体积小、质量轻、比表面积大,难以高效抑制,严重影响钨浮选指标的提升.通过合成反应、团簇模型计算及红外光谱分析,研究了铝离子与淀粉的作用产物;通过单矿物及实际矿石浮选实验,与苛化淀粉对比,揭示了Al-淀粉的选择性抑制效果;通过Zeta电位、X射线光电子能谱,剖析了Al-淀粉对微细粒方解石的选择性抑制机理.结果表明,Al3+最容易与淀粉反式分子支链O6 和邻近O1 原子反应,生成键长最短的O1—Al—O6 结构.苛化淀粉对白钨矿和方解石均产生抑制作用,而Al-淀粉只对微细粒方解石的浮选产生抑制效果,将钨精矿WO3 品位由苛化淀粉的 31.44%提升至 40.51%,从而实现白钨矿与方解石的浮选分离.苛化淀粉通过羟基作用于白钨矿和方解石的表面,使两矿物的表面电位产生负偏移,影响两矿物表面的Ca、O特征原子.Al-淀粉通过金属基团,选择性地与方解石表面阴离子O位点发生化学吸附而不会与白钨矿表面发生作用,从而改变细方解石的表面电荷及特征原子,产生抑制作用.
随着易开采硫化铜矿资源的日益减少,氧化铜矿资源的回收利用成为了选矿的热点,本文总结了氧化铜矿的性质、选别难点、直接浮选技术和硫化浮选技术中浮选药剂与氧化铜矿的作用机理及其药剂研究进展,同时还评述了不同类型氧化铜矿浮选技术研究进展.
常见的方解石型萤石矿由于方解石与萤石表面物理化学性质相似,两者的浮选分离较为困难.本文研究了ZnSO4·7H2O与腐殖酸钠组合抑制剂对萤石和方解石选择性分离浮选的影响,通过吸附量测定、XPS检测、红外光谱分析以及溶液化学计算进行了机理分析.实验结果表明,相比于单一腐殖酸钠抑制剂,当使用腐殖酸钠与ZnSO4·7H2O质量比为 3∶1 的组合抑制剂且其用量为 20 mg/L、油酸钠用量为 1.5×10-4 mol/L、pH为 7 的条件下,可使萤石、方解石浮选回收率之差由 41.8 百分点提高到 70.31 百分点.腐殖酸钠与Zn2+发生化学反应生成的腐殖酸锌与单一抑制剂相较方解石表面腐殖酸根吸附量有所提高;而萤石表面腐殖酸根吸附量减少,更多活性位点与油酸钠结合,油酸钠的吸附量提高,进而提高了组合抑制剂在两种矿物表面的选择性吸附,最终达到浮选分离的目的.
铅锌是现代社会经济发展的关键基础原料,随着经济的快速增长导致铅锌的需求量不断增加,复杂难选铅锌矿产资源的高效回收利用愈发紧迫.分析了铅锌矿物可浮性易变、有用矿物易粉碎或单体解离困难、伴生有用组分分离回收复杂、难免金属离子干扰及矿泥恶化矿浆环境对铅锌矿选矿的影响.总结归纳了碎磨工艺流程、选别工艺流程、选矿药剂及选矿设备的研究应用进展.据此指出:由传统的破碎、球磨组成的多碎少磨工艺流程,引入棒磨、半自磨、搅拌磨及高压辊磨等,形成各具特色的碎磨工艺流程,成为了铅锌选矿实现简化流程、节能降耗及扩产增能的重要途径;浮选仍是铅锌矿选矿最有效且应用最广的选矿方法,充分利用矿物自然可浮性差异,选择合适的浮选工艺是矿物高效选别分离的关键,以浮选为主,联合重选、磁选、拣选及冶炼等工艺,充分发挥联合工艺的优势,是铅锌选矿的重要发展趋势;研究应用新型选矿药剂、常规选矿药剂组合使用,尤其是研发捕收性能强兼具选择性好的捕收剂,以及环保、低成本、高效的抑制剂和活化剂,一直是铅锌矿清洁高效选别回收利用的根本保障;结合矿石性质及选矿厂生产规模,合理使用半自磨机、高压辊磨机、移动破碎站、搅拌磨机及浮选柱等,对提升资源利用率、提高生产效率、降低生产成本及推进节能减排等具有重要意义.
针对传统介质磨矿产品粒度特性差的问题,进行不同介质形状(球体、勒洛四面体、圆柱体)对料层的破碎粒度特性影响研究.采用落重实验仪模拟不同介质形状在不同高度(0.5 m、1.0 m、1.5 m、2.0 m)对料层的冲击效果.研究结果表明:利用威布尔分布计算出铜矿破碎特性指数与冲击速度成正比例关系拟合的方程拟合系数范围在 0.96～0.99 内,证实利用威布尔分布函数来描述铜矿冲击破碎的粒度分布规律是可靠、可行的;研究表明,冲击速度对铜矿冲击破碎粒度分布规律影响很小,2 m高度(速度 6.29 m/s)的勒洛四面体介质比钢球和钢段的破碎特性指数分别提高了 0.22 和 0.18;勒洛四面体介质冲击 2 m高度(速度 6.29 m/s)的料层与钢球和钢段相比,+0.15 mm级别产率分别比钢球和钢段介质降低 3.14 和 1.85 百分点、-0.074+0.038 mm产率分别提高 5.86 和 2.26 百分点、-0.074 mm级别产率分别提高 0.4 和 1.41 百分点、过粉碎级别-0.01 mm产率分别降低 4.52 和 2.64 百分点;验证了勒洛四面体介质形状能有效改善料层的粒度特性.
四川某萤石与稀土的混合中矿里稀土氧化物(REO)含量为 5.85%、萤石含量为 85.69%,并有少量的石英、方解石等脉石矿物.为实现两种有用矿物的有效分离以及综合回收,基于两种矿物的性质差异,采用稀土磁选—萤石浮选的选矿工艺,给矿经过"一次粗选一次精选一次扫选"的磁选流程,可获得REO含量为 66.32%、稀土回收率为 80.01%的稀土精矿,稀土磁选尾矿在调整剂碳酸钠用量为 200 g/t、组合抑制剂改性水玻璃+腐殖酸钠用量为 300+100 g/t、改性脂肪酸类捕收剂YK-6 用量为 400 g/t的条件下,经过一次浮选作业可获得CaF2 含量为 98.29%、CaF2 回收率为 91.69%的萤石精矿,各项指标均良好.
传统外磁筒式磁选机存在的离心捕收和颗粒分散之间的矛盾,导致低转速下细粒精矿流失严重,而提高转速,预选抛尾率和精矿品位均降低.为综合利用磁性矿物与脉石矿物密度和比磁化系数差异强化目的矿物的捕获,开发了一种新型外磁筒式磁选机,在筒面增加一个向心的冲洗水,以实现矿物颗粒捕收与分散的动态调控.采用COMSOL Multiphysics优化了磁系的磁感应强度、磁场梯度参数;探究了分选筒转速、进水量和筒体倾角对流场的影响,优化了流场特性.仿真结果表明:磁极的表面磁感应强度为 1.8 T;磁系的磁力线集中于导磁介质处.同时,在导磁介质表面具有较大的磁场梯度(8×10-7 A/m2)且削减较少,利于磁性颗粒的捕收.本设备优势在于增加向心冲洗水,通过水速变化调节颗粒受力情况,可为永磁磁选机的优化设计提供理论依据.
氧化铅锌矿是我国重要的矿产资源,由于其具有矿物成分复杂、含泥量大、嵌布粒度细等特点,导致分选困难.在介绍氧化铅锌矿表面特性的基础上,阐述了脂肪酸类捕收剂、螯合类捕收剂、两性捕收剂等直接浮选氧化铅锌矿的作用机理及应用,以及硫化—黄药、硫化—胺盐、硫化—黄药—胺盐等硫化浮选氧化铅锌矿的作用机理及应用.最后,指出加强捕收剂作用机理研究,探索捕收剂改性、复配技术,开发高选择性的新型及组合捕收剂是氧化铅锌矿浮选的研究重点.
钒钛磁铁矿资源是以铁、钒和钛为主金属的复合型矿产资源,通常还伴生有磷、铜、钴、镍、铬、钪和(稀)贵金属元素等多种有价组分,具有非常高的综合回收利用价值.为了最大限度地综合开发和利用钒钛磁铁矿资源,从钒钛磁铁矿原矿预抛尾及选矿技术、钒钛磁铁矿精矿综合利用以及钒钛磁铁矿尾矿综合利用三个方向出发,介绍了钒钛磁铁矿资源的分选技术及综合利用研究进展情况,并针对钒钛磁铁矿资源开发的研究重点作了总结和展望.
铀矿开发过程中产生的低品位铀矿资源被抛弃,造成了严重的环境污染和资源浪费.采用常规浸出技术无法有效提取低品位铀矿、铀尾矿、铀浸渣、含铀废渣等低品位铀矿资源中的铀,为此,强化浸出提铀技术受到了关注.介绍了氧化浸出、焙烧—浸出、微波辅助浸出、超声辅助浸出、微生物浸出、酸碱联合浸出加压浸出、电场辅助浸出等 8 种强化浸出技术及其机理的研究现状,归纳和总结了目前低品位铀矿资源绿色高效浸出技术的研究方向,为提高铀的浸出率、解决常规技术无法有效提取低品位铀矿资源中铀的难题提供借鉴.
絮凝沉降和过滤脱水是煤泥水处理的常见方法.絮凝效果直接影响煤泥的脱水效果.提出了一种利用超声改性的阳离子聚丙烯酰胺(CPAM)强化煤泥水絮凝脱水过程的新技术.用流变仪研究了超声预处理不同时间的CPAM溶液的特性.通过沉降试验以及浊度测试分析了超声改性絮凝剂对煤泥水沉降的影响.使用聚焦光束反射率测量系统与颗粒观测系统观察不同改性CPAM处理煤泥水时的絮体特性.建立了絮体特性与煤泥水过滤过程所形成的滤饼特性的联系.实验结果表明,经过 40 s超声处理的CPAM作用于煤泥水后,煤泥絮凝效果最好,上清液浊度最低,为 180 NTU.在该条件下,煤泥的过滤速度最快,与未经超声处理的情况相比,过滤时间减少 25 s.此外,在此条件下获得的滤饼水分含量也最低,为 29%.因为经过40 s的超声处理后,部分CPAM分子链被超声产生的强烈的机械以及化学作用随机切断,这些被切断的CPAM分子链将煤泥颗粒逐渐聚集成微小絮体,而未被切断的CPAM分子链进一步将这些小絮体连接在一起.煤泥颗粒在聚合物内部通过多组分聚合物的复杂体系得以紧密结合.随着絮体的沉降,形成了更加致密的结构和沉积床.这些致密的絮体构建的沉积层具有较低的过滤阻力,从而有助于提高过滤速度,同时也导致过滤结束后的滤饼具有更低的水分含量.
为了改善赤峰中色白音诺尔铅锌矿二选厂锌再磨球磨机磨矿产品粒度分布不均、合格粒级产品含量过低、过磨粒级含量高、锌选别回收率低等问题,在研究选厂给矿性质的基础上,基于球径半理论公式及精确化装补球原理推导了锌再磨作业钢段替代钢球初装方案,并进行了实验室实验和现场应用实验.结果表明,矿石平均密度为 3.51 g/cm3,平均泊松比为 0.30,弹性模量平均为 15.30×104 MPa,矿石单轴抗压强度平均为 138.2 MPa;根据推导结果及等质量替换的原则,得出锌再磨作业钢段初装方案为m(30×40)∶m(20×30)=50∶50;工业实验磨矿溢流产品中-0.038 mm粒级含量较实验前提升了 7.58 百分点,同时-0.010 mm过磨粒级含量降低了 2.01 百分点,有效减轻了过粉碎现象;工业实验稳定生产期内锌精矿锌选别平均回收率为93.40%,较实验前提高了 1.46 百分点,预计每年可多回收 508.08 t锌金属量,为选厂增加效益 1016.16 万元.
以廉价且广泛应用的脂肪酸甲酯磺酸钠和盐酸羟胺为原料,合成了新型捕收剂-烷基羟肟酸磺酸(MES).通过单矿物和实际矿浮选试验、傅立叶红外光谱(FTIR)、接触角测试、Zeta电位和X射线光电子能谱(XPS)分析研究了其浮选性能和吸附机理.单矿物浮选试验结果表明,与油酸相比,MES对白钨矿的选择性优于方解石和萤石,在pH=10.0 和药剂用量为30 mg/L时,白钨矿、方解石、萤石回收率分别为 85.9%,62.8%和 53.5%.实际矿石浮选试验结果表明,对于给矿品位为0.27%的白钨矿,MES所得钨精矿品位高于油酸;在矿浆pH=10.0,水玻璃用量为 1000 g/t、MES用量为 720 g/t的浮选条件时,钨精矿的品位为 1.40%和回收率为 78.89%.接触角试验结果显示,随着MES用量增大,白钨矿的接触角变大,与单矿物浮选浓度实验表现一致.Zeta电位与FTIR分析结果显示,与MES作用后,白钨矿的电负性增加,矿物表面出现了MES中的CH3、-CH2、O=C-NH和O=S=O基的红外特征峰;这表明MES已牢固得吸附在白钨矿表面.此外,XPS分析结果表明MES通过-CONHOH和-SO3H与白钨矿表面的Ca、W原子发生化学反应形成Ca和W-MES络合物.
水玻璃是矿物浮选过程中一种常用的调整剂,但近年来矿石呈现出品位低、嵌布粒度细和组成复杂的特点,使用单一水玻璃作为调整剂难以实现选择性抑制,而对水玻璃进行改性可以实现低成本配制的同时大幅度增强水玻璃的选择性抑制效果.综述了金属离子和酸分别对水玻璃的改性方法,探讨了铝盐改性水玻璃、铁盐改性水玻璃和铅盐改性水玻璃等多种盐化水玻璃,以及硫酸酸化水玻璃和草酸酸化水玻璃在浮选中的应用现状和抑制机理,展望了未来改性水玻璃的发展方向,为高性能改性水玻璃的研发以及改性水玻璃在矿石高效分选中的应用提供参考.
针对当前弱磁性矿物干式磁选存在微细颗粒间黏附、团聚现象严重、分离选择性差的缺点,研制了一种新型空气动力场强磁选机.以TFe品位为 17.5%的赤铁矿-石英混合矿为研究对象,探究了空气动力场强磁选机对不同粒级赤铁矿分选的影响.试验结果表明,该新型磁选机显著强化了颗粒间的分散,大幅度提高了微细颗粒干式磁选的选择性.对于-0.038+0.015 mm粒级赤铁矿,与常规设备相比,在回收率相近的情况下精矿品位提高了 20 百分点;同时有效消除了-0.038+0.015 mm粒级石英在-0.15+0.074 mm赤铁矿表面的黏附现象,避免了细粒石英因黏附在赤铁矿表面而进入到精矿中,降低精矿品位.颗粒受力计算表明,空气动力场可以克服微细粒颗粒间相互作用力,改善磁选过程的选择性,但是同时需要耦合高磁场感应强度和磁场梯度,才能进一步提高精矿回收率.
