使用MA捕收剂提高白牛厂铅锌矿浮选指标的研究

采用MA捕收剂对云南蒙自白牛厂铅锌矿石进行了提高浮选指标的研究。结果表明, 高效捕收剂MA捕收能力强, 选择性好。实验室使用MA与乙硫氮混合作捕收剂, 获得了含铅47.62%、含锌4.02%的铅精矿, 铅回收率为82.28%, 以及含锌42.45%、含铅0.89%的锌精矿, 锌回收率为89.05%。现场使用MA与乙硫氮混合作捕收剂, 相比丁黄药与乙硫氮混合作捕收剂, 铅精矿中的铅品位提高了3.81%, 铅回收率提高7.7%, 锌精矿中锌品位提高了2.09%, 锌回收率提高了4.24%, 取得了明显的效果。     

某硫化铅锌矿的优先浮选分离工艺研究

选择性捕收剂乙硫氮对广西某硫化铅锌矿的优先浮选工艺有良好作用.优先浮铅时添加石灰、硫酸锌、乙硫氮;浮锌时添加石灰、硫酸铜、丁黄药.产出铅精矿Pb品位75.03％,Pb回收率94.50％;锌精矿Zn品位58.00％,Zn回收率92.30％.获得了良好的试验指标.     

会理难选铅锌矿石电位调控抑锌浮铅优先浮选新工艺

研究会理锌矿难选铅锌硫化矿电位调控抑锌浮铅优先浮选分离新工艺。用石灰作矿浆pH和电位的调整剂与稳定剂，在矿浆pH为11．88～12．21，矿浆电位在-252～-272mV的条件下，以乙硫氮（N，N-二乙基二硫代氨基甲酸钠）作铅矿物的捕收剂，（ZnSO4＋Na2SO3）组合药剂强化抑制锌矿物等实现铅锌优先浮选分离，取得较好的生产指标。铅精矿Pb品位65．21％。回收率52．30％；锌精矿Zn品位56．48％，回收率84．85％。与原生产工艺相比，铅精矿铅品位与回收率分别提高了13．27％和5．76％，锌精矿锌的品位与回收率分别提高了0．28％和2．28％，选矿药剂成本降低约2元／t-矿，每年可产生经济效益约1234万元。     

铜铅锌多金属混合精矿浮选分离试验研究

针对徐州某矿业公司经混合浮选-优先浮选流程得到的硫化铜铅锌混合精矿表面附着大量药剂、现场生产无法实现三者分离的问题,进行了浮选分离试验研究。采用脱药-铜铅混合浮选工艺,以硫化钠为脱药剂,然后以硫酸锌+亚硫酸钠作为组合抑制剂、Z-200+乙硫氮作为组合捕收剂,最终获得铜品位14.32%、铜回收率84.12%,铅品位25.36%、铅回收率69.55%,且锌含量7.86%的铜铅混合精矿以及锌品位52.29%、锌回收率95.85%的锌精矿。     

四川某难选硫化铅锌银矿石浮选试验

针对四川某铅锌银矿原选矿工艺不能适应矿石性质变化,而且在流程中使用氰化物的问题,对该矿矿石重新进行了浮选试验,结果表明：在-0.074 mm占85%的磨矿细度下,以石灰为调整剂、硫酸锌+亚硫酸钠为抑制剂、乙硫氮为捕收剂优先选铅,选铅尾矿以硫酸铜为活化剂、丁黄药为捕收剂选锌,可获得铅品位为51.80%、铅回收率为64.75%的铅精矿和锌品位为53.55%、锌回收率为91.83%的锌精矿,银在铅、锌精矿中的总回收率达到83.75%。试验不仅使铅、锌、银的回收率与现场工艺相比有明显提高,而且实现了铅锌无氰分离。     

金东铅锌矿原生电位浮选工业试验研究

为了提高金东矿业铅锌矿中铅精矿的品位与回收率,采用原生电位浮选技术,对铅回路进行了药剂制度的优化。工业试验结果表明,通过增大石灰用量,改变石灰添加地点,加入锌抑制剂与磁黄铁矿抑制剂,稳定了矿浆p H与电位,使铅精矿的品位从30.65%提高到56.46%,回收率从64.41%提高到89.52%,铅精矿中银的品位和回收率分别达到1514.2 g/t和70.13%,年增经济效益487.5万元。     

内蒙某铅锌银多金属矿选矿工艺研究

内蒙古某铅锌银多金属矿,原矿品位铅0.76%、锌1.15%、银22.90g/t。物相中硫化铅分布率73.33%、硫化锌分布率84.35%。针对铅锌矿物可浮性差异,选择了铅锌顺序优先浮选流程,银主要富集在铅精矿中。选铅抑锌组合药剂中加入硫化钠后抑锌效果明显,铅粗精矿中锌品位降低0.72%、锌回收率降低5.37%。选铅捕收剂乙硫氮在高碱度条件下对铅捕收能力强,使易浮的毒砂和黄铁矿受到了抑制,提高了铅指标：铅精矿品位提高了0.27%、回收率提高了8.28%。选锌用常规药剂。试验获得了较好的指标。铅精矿中铅品位52.02%、银品位1250g/t、铅回收率86.84%,银回收率73.05%;锌精矿中锌品位45.11%、银品位196g/t、锌回收率82.21%、银回收率19.39%。     

某低品位复杂难选铅锌矿的选别工艺研究

某铅锌矿的铅、锌品位仅为1.42%和1.83%,有价矿物的嵌布关系复杂,磁黄铁矿含量较高,高效分选的难度较大.试验研究发现,针对该矿,采用铅、锌依次优先浮选—铅、锌粗精矿再磨精选的工艺可获得较好的浮选指标.试验结果表明:当铅浮选时用石灰+硫酸锌组合抑制黄铁矿和铁闪锌矿、乙硫氮和2~#油作铅捕收剂和起泡剂,选锌采用硫酸铜作闪锌矿活化剂、丁黄药和2~#油分别作锌捕收剂和起泡剂,铅、锌粗精矿分别再磨,可有效提升精选指标;最终,闭路试验所得铅精矿铅品位为45.28%、含锌2.36%,铅回收率为74.46%;锌精矿锌品位为48.01%、含铅1.02%,锌回收率为84.62%.     

云南某硫化铅锌矿低碱条件下浮选分离试验

云南某硫化铅锌矿石铅品位为 0.85%，锌品位为 2.76%，并伴生有金、银等贵重金属。针对一般硫化铅锌矿浮选中需要加入大量石灰，不利于贵重金属回收的特点，开发了自然 pH 下硫化铅锌矿浮选分离技术，用漂白粉和过硫酸钠代替石灰作用，进行了铅的浮选回收试验。结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm 占 85%，以 Z200+乙硫氮为捕收剂，漂白粉+过硫酸钠为抑制剂，经过 1 粗 2 精 2 扫流程铅锌混浮，铅锌精矿以硫酸锌+亚硫酸钠为抑制剂，以 Z200+乙硫氮为捕收剂，经 1 粗 2 精 2 扫流程选铅，选铅尾矿经 1 粗 2 精 2 扫选锌，最终获得铅品位 51.26%、铅回收率 82.02% 的铅精矿，锌品位 46.21%、锌回收率 70.65% 的锌精矿，实现了原矿中有用金属的高效回收率。与使用石灰为抑制剂相比，漂白粉+过硫酸钠复配选别指标更好。     

云南某硫化铅锌矿低碱条件下浮选分离试验

云南某硫化铅锌矿石铅品位为 0.85%，锌品位为 2.76%，并伴生有金、银等贵重金属。针对一般硫化铅锌矿浮选中需要加入大量石灰，不利于贵重金属回收的特点，开发了自然 pH 下硫化铅锌矿浮选分离技术，用漂白粉和过硫酸钠代替石灰作用，进行了铅的浮选回收试验。结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm 占 85%，以 Z200+乙硫氮为捕收剂，漂白粉+过硫酸钠为抑制剂，经过 1 粗 2 精 2 扫流程铅锌混浮，铅锌精矿以硫酸锌+亚硫酸钠为抑制剂，以 Z200+乙硫氮为捕收剂，经 1 粗 2 精 2 扫流程选铅，选铅尾矿经 1 粗 2 精 2 扫选锌，最终获得铅品位 51.26%、铅回收率 82.02% 的铅精矿，锌品位 46.21%、锌回收率 70.65% 的锌精矿，实现了原矿中有用金属的高效回收率。与使用石灰为抑制剂相比，漂白粉+过硫酸钠复配选别指标更好。     

豫西低品位铅锌银多金属矿浮选试验研究

根据豫西某低品位铅锌银多金属矿的工艺矿物学特性,进行了浮选试验研究。矿石中主要金属硫化矿物为方铅矿、闪锌矿品位较低、相对嵌布粒度较粗,确定采用优先浮选工艺流程。粗选磨矿细度-0.074mm40%时,CaO作矿浆pH值调整剂直接加入磨机中,控制pH值在高碱条件下(pH=12.5),乙硫氮作为铅捕收剂,以Z-200作为锌捕收剂,同时在该浮选条件下使有价金属银尽可能的富集于铅精矿中,使其得到综合回收。获得的闭路试验指标为:铅精矿品位为60.35%,回收率85.28%,银品位928g/t,银回收率78.19%;锌精矿品位为50.16%,回收率70.86%。试验指标良好,选矿产品互含低。     

难处理铜钼混合精矿分级分选新工艺试验研究

为实现多宝山铜矿难处理铜钼混合精矿的高效分离,提高金属资源的综合利用率,对铜钼混合精矿开展了详细的工艺矿物学研究,并进行了铜钼分选新工艺试验研究.研究结果表明,铜钼混合精矿中铜、钼品位分别为18.95％和0.42％,其中铜主要以黄铜矿、斑铜矿形式存在,钼主要以辉钼矿形式存在;辉钼矿与铜矿物、脉石矿物等嵌布关系复杂,嵌布...     

低碱混合浮选提高某铅锌矿中金浮选指标的工艺研究

为了提高湖南某硫化铅锌矿中金浮选指标, 采用低碱混浮工艺, 粗选取消石灰、硫酸锌等对金有抑制作用的药剂, 采用铅硫混浮-铅硫分离-硫精矿脱锌-锌浮选工艺, 以丁铵黑药和乙黄药为组合捕收剂, 使金矿物尽可能地富集到方铅矿中。闭路试验获得铅精矿中金品位17.60 g/t、回收率45.22%;硫精矿中金品位10.00 g/t、回收率45.51%;总金回收率达到90.73%, 较原有工艺大幅提高。     

钛磁铁矿对钛铁矿浮选的影响

钛磁铁矿对钛铁矿的浮选会产生非常不利的影响。单矿物研究结果表明:钛磁铁矿具有比钛铁矿更好的可浮性,浮选中会优先进入精矿,影响精矿品位,并增加药剂消耗;钛磁铁矿易产生磁团聚现象,造成机械夹带,包裹脉石的钛磁铁矿磁团聚体进入浮选精矿中会降低精矿品位和回收率。钒钛磁铁矿选铁尾矿实际矿样的试验结果表明:不除铁直接浮选钛时,精矿TiO2品位为44.02%,回收率为44.38%;而先经弱磁选除去钛磁铁矿后,采用相同的浮选流程和药剂制度,浮选精矿的TiO2品位提高到47.40%,回收率提高到52.64%。     

钛砂矿选厂尾矿中细粒级钛铁矿浮选回收试验研究

本文通过高效捕收剂FA-01对某钛砂矿选厂尾矿中的细粒级钛铁矿进行了浮选回收试验。采用“弱磁-强磁”预先抛尾、强磁精矿细磨后浮选回收工艺流程，实现了对钛砂矿选厂尾矿中细粒级钛铁矿资源的有效回收；其中预先抛尾工艺抛尾率达到66.58%，TiO2损失率为18.71%，有效去除影响浮选效果的高岭石等细泥矿物；浮选工艺在弱碱性矿浆体系下，闭路试验可得到TiO2品位43.28%，TiO2回收率为54.63%的钛精矿。     

栗木锡尾矿中云母、长石、石英浮选分离试验

栗木锡矿选矿厂重选尾矿经强磁选脱铁,非磁性物中石英、钠长石、钾长石及云母矿物含量合计达98%,为充分、高效利用该二次资源,进行了浮选分离工艺研究。结果表明,在不磨矿、硫酸调酸的情况下,采用1次云母浮选、1粗3扫3精浮选长石、中矿顺序返回流程处理矿样,获得了K_2O与Na_2O总含量达10.18%、长石矿物含量达90%的长石精矿,SiO_2含量达93.71%、石英矿物含量达85%的石英精矿,以及云母矿物含量达90%的云母精矿。石英精矿、长石精矿、云母精矿品质均满足工业应用要求。探索了一条实现栗木锡矿非金属矿物绿色、高效资源化利用的途径。     

以羟乙基纤维素为抑制剂浮选分离铜硫

为检验铜硫分离新型抑制剂HEC的有效性,并了解HEC作用效果的影响因素,以丁基黄药为捕收剂,对黄铜矿、黄铁矿纯矿物进行了浮选试验,并以HEC为抑制剂进行了实际矿物浮选试验。结果表明：①丁基黄药对黄铜矿的捕收能力强于黄铁矿,且几乎不受矿浆pH值的影响,在无抑制剂的情况下,高碱环境可抑制黄铁矿的上浮。②HEC可用于铜硫分离,用量为200 mg/L时可显著抑制黄铁矿,但对黄铜矿的抑制能力很弱。③抑制剂HEC适宜在pH=7的环境下浮选分离黄铜矿与黄铁矿的人工混合矿。④在分选内蒙古某铜硫矿石时,以HEC为铜硫分离黄铁矿的抑制剂,可获得铜品位为23.21%、铜回收率为81.75%的铜精矿,以及硫品位为13.20%、硫回收率80.83%的硫精矿,较好地实现了铜硫分离。     

某低品位难选铜镍硫化矿高效降镁与铜镍分离

新疆某强蚀变型铜镍硫化矿铜镍品位低,氧化镁含量高,铜镍矿物嵌布粒度微细,共生关系密切,属于难选铜镍矿石。针对矿石含镁脉石矿物组成复杂、铜镍矿物呈细粒集合体嵌布的特点,采用"铜镍混浮—混合精矿脱药再磨—铜镍分离"工艺与FY高效抑制剂获得合格的铜精矿与镍精矿。结果表明,对铜镍混合粗精矿,采用组合抑制剂FY精选降镁,可得含铜2.41%、镍4.37%的铜镍混合精矿,精矿含氧化镁由10.64%降至4.61%。铜镍混合精矿经活性炭与硫化钠脱药,再磨至-38μm占85%,石灰与Na_2SO_3抑制镍矿物,Z-200浮选铜矿物,得到含铜22.07%、氧化镁2.65%,回收率73.23%的铜精矿,含镍6.01%、氧化镁5.51%,回收率82.11%的镍精矿,实现铜镍精矿的高效降镁与铜镍有效分离。     

提高某铜镍矿铜镍分选技术指标的试验研究

对某铜镍混合精矿进行了铜镍分选试验研究。在充分研究该矿石性质及现场存在问题基础上, 采用新的工艺流程和药剂制度, 混合精矿经细磨后采用硫化钠及活性炭进行脱药调浆, 脱药后在高pH值条件下, 以硫酸锌+亚硫酸钠为镍矿物抑制剂, Z200为铜矿物捕收剂, 进行浮铜抑镍, 铜镍分选指标得到显著改善, 并在工业实践中取得了良好效果, 具有一定推广价值。     

某含砷铜精矿铜砷分离选矿试验研究

以蓝辉铜矿和硫砷铜矿为主的浮选铜精矿,为了产品效益最大化,进行浮选分离获得高砷铜精矿和低砷铜精矿。蓝辉铜矿和硫砷铜矿纯矿物试验结果表明,在捕收剂丁铵黑药体系下,采用石灰调整矿浆pH值,分别添加次氯酸钙、高锰酸钾、腐殖酸钠以及木质素来抑制蓝辉铜矿,均可以起到很好的抑制作用,但不同的药剂在不同的矿浆pH值条件下抑制效果不同。针对铜品位为20.52%,含砷1.22%的某含砷铜精矿,采用活性炭搅拌-脱水-洗涤-抑铜浮砷工艺,以高锰酸钾配合次氯酸钙为调整剂,抑制不含砷硫化铜矿,获得高砷铜精矿铜品位为32.87%,砷含量4.93%,铜回收率为29.97%,砷回收率75.50%;低砷铜精矿铜品位为17.68%,砷含量0.37%,铜回收率为70.03%,砷回收率为24.50%。铜砷分离效果较好。