电位调控浮选在金东高硫铅锌矿的应用

本文介绍了金东高硫铅锌矿电位调控浮选,通过调整剂石灰及组合抑制剂硫酸锌 亚硫酸钠添加至球磨,营造了高碱性及低氧化电位矿浆环境。乙硫氮为捕收剂,铅精矿铅品位及回收率分别提高了26%、25%。并通过分析矿物表面氧化反应及矿浆电位揭示了高硫铅锌矿浮选过程中方铅矿与闪锌矿及黄铁矿的分离机制。     

电位调控浮选在金东矿业高硫铅锌矿的应用

本文介绍了金东矿业高硫铅锌矿电位调控浮选,通过调整剂石灰及组合抑制剂硫酸锌+亚硫酸钠添加至球磨,并营造高碱性及低氧化电位矿浆环境。乙硫氮为捕收剂,铅精矿铅品位及回收率分别提高了26%、25%,效果显著。并通过分析矿物表面氧化反应及矿浆电位研究,揭示电位调控浮选在高硫铅锌矿浮选过程中方铅矿与闪锌矿及黄铁矿的分离机制。     

乙硫氮体系中铅锌铁硫化矿的电化学浮选行为

研究了以乙硫氮为捕收剂时,方铅矿、闪锌矿和单斜磁黄铁矿这3种单矿物在不同矿浆pH值及不同矿浆电位下的浮选行为。结果表明：方铅矿在整个试验pH范围内的可浮性均很好,单斜磁黄铁矿在低pH值下的可浮性差,闪锌矿的可浮性随着pH值的增大而急剧减弱;矿浆电位对单斜磁黄铁矿的浮选行为影响不大,方铅矿在矿浆电位升高时可浮性变差,闪锌矿在矿浆电位降低时可浮性变差。     

亚硫酸钠在乙硫氮-方铅矿浮选体系中的作用及机理研究

通过方铅矿单矿物浮选试验、吸附量测定、红外光谱检测和电化学计算等手段,研究了亚硫酸钠在乙硫氮-方铅矿浮选体系中的作用及机理。研究结果表明:乙硫氮-方铅矿浮选体系中,方铅矿浮选的较佳乙硫氮浓度为4×10~(-5) mol/L,方铅矿浮选的较佳pH范围为6 ～ 11;乙硫氮与方铅矿表面相互作用形成的疏水性产物主要为二乙基二硫代氨基甲酸铅(PbD2);中性及碱性条件下在乙硫氮-方铅矿浮选体系中添加亚硫酸钠后红外光谱特征吸收峰增强;乙硫氮-方铅矿浮选体系中的矿浆pH值随着亚硫酸钠的添加而升高,方铅矿的自身氧化反映随着矿浆pH值得升高而受到一定程度的抑制,从而使方铅矿可浮性变好。     

脆硫锑铅矿与方铅矿浮选分离的研究

脆硫锑铅矿和方铅矿常常由于选矿分离较困难而作为混合精矿进行冶炼,从而造成较高的冶炼成本。为了实现二者的选矿分离,本文首先通过单矿物实验探索以乙硫氮和丁铵黑药作捕收剂,不同的矿浆条件下脆硫锑铅矿与方铅矿浮选行为的差异。然后通过实际矿石条件实验和全流程开路实验,进一步验证两者分离的实际条件。结果表明:丁铵黑药对脆硫锑铅矿和方铅矿都具有良好的捕收性能,而乙硫氮在高碱性条件下能够将二者有效的分离。红外光谱分析表明:乙硫氮在方铅矿和脆硫锑铅矿的表面都发生了化学吸附,但是乙硫氮对方铅矿的吸附能力更强,吸附产物更牢固。     

磁黄铁矿与乙硫氮相互作用电化学浮选红外光谱的研究

考察了乙硫氮为捕收剂时磁黄铁矿的浮选行为,发现在pH2-12的范围内,磁黄铁矿均可表现良好的可浮性。只有pH>12时,可浮性下降。通过用氧化剂过硫酸铵、还原剂硫代硫酸钠调节矿浆电位, 考察了磁黄铁矿在不同pH值下,可浮性与矿浆电位之关系,得出了矿物可浮电位-pH区间。通过红外光谱测试技术的研究,探讨了乙硫氮在磁黄铁矿表面作用机理及生成产物,不同pH值下与乙硫氮作用后,磁黄铁矿浮选回收率与乙硫氮红外吸收强度有对应关系,乙硫氮的二硫化物秋兰姆是主要吸附产物。     

氰化尾渣中黄铁矿与闪锌矿的浮选回收技术研究

在氰化钠抑制剂作用下,进行了黄铁矿、闪锌矿纯矿物在丁基黄药和乙硫氮体系下的浮选试验,为氰化尾渣中黄铁矿与闪锌矿的回收进行基础研究。并通过Zeta电位、红外光谱、接触角检测手段,确定硫化矿有氰浮选试验的最佳条件及相应的理论依据。试验结果表明:当pH值为6.0,乙硫氮浓度为6.0 mg/L时,氰化黄铁矿最大回收率达69.15%;而当pH值为9.0,丁基黄药浓度为10.0 mg/L时,氰化闪锌矿最大回收率达80.62%。接触角检测结果表明丁基黄药和乙硫氮的加入提高了氰化矿物表面的接触角。红外光谱检测结果表明丁基黄药和乙硫氮在氰化矿物表面发生了化学吸附。Zeta电位检测结果表明丁基黄药和乙硫氮在氰化矿物表面发生了静电吸附。     

乙硫氮作捕收剂时有机调整剂加药顺序对典型硫化矿物浮选的影响

研究了乙硫氮作捕收剂时有机大分子调整剂糊精、腐殖酸钠、阳离子瓜尔胶和DP115(改性聚丙烯酰胺有机大分子)不同加药顺序对典型硫化矿物黄铜矿、方铅矿、闪锌矿和黄铁矿浮选行为的影响。单矿物浮选试验结果表明,有机大分子调整剂与捕收剂乙硫氮的加药顺序对硫化矿物浮选的影响不同。与调整剂先加时相比,乙硫氮先加时,糊精对黄铜矿、方铅矿和闪锌矿浮选的抑制作用更强；腐殖酸钠对黄铜矿和方铅矿浮选的抑制作用不同程度增强,较低用量腐殖酸钠对闪锌矿浮选的抑制作用减弱,而较高用量时则强烈抑制闪锌矿；阳离子瓜尔胶对黄铜矿和方铅矿浮选的抑制作用减弱,对闪锌矿浮选的抑制作用略强；DP115对黄铜矿浮选的抑制作用减弱,低用量DP115对方铅矿浮选的抑制作用相当而对闪锌矿浮选的抑制作用减弱,较高用量时对方铅矿浮选的抑制作用更强而对闪锌矿浮选的抑制作用相当；糊精、腐殖酸钠、阳离子瓜尔胶和DP115对黄铁矿浮选的影响很小。研究结果可为部分硫化矿通过改变有机大分子调整剂与捕收剂的加药顺序提高矿物浮选分离的选择性和效率提供借鉴。     

乙硫氮作捕收剂时无机调整剂加药顺序对典型硫化矿物浮选的影响

研究了乙硫氮作捕收剂时无机调整剂硫酸锌、亚硫酸钠、硫化钠和硫酸铜不同加药顺序对典型硫化矿物黄铜矿、方铅矿、闪锌矿和黄铁矿浮选行为的影响。结果表明,调整剂与捕收剂的加药顺序对硫化矿物浮选的影响不同。与调整剂先加时相比,乙硫氮先加时,硫酸锌对黄铜矿和方铅矿浮选的抑制作用减弱;硫酸锌、低用量硫酸铜、亚硫酸钠或硫化钠对闪锌矿浮选以及硫酸铜对黄铜矿和方铅矿浮选的抑制作用更强;硫酸锌或硫酸铜对黄铁矿浮选以及较高用量硫酸铜对闪锌矿浮选的活化作用相当;亚硫酸钠或硫化钠对黄铜矿、方铅矿和黄铁矿浮选的影响很小。研究结果可为部分硫化矿通过改变调整剂与捕收剂的加药顺序提高矿物浮选分离效率提供借鉴。     

磨矿过程硫化矿物表面电化学性质及其对浮选的影响

本文根据浮选电化学理论分析讨论了丁黄药和乙硫氮在方铅矿、闪锌矿及黄铁矿三种硫化矿物表面的电化学作用过程,分析了磨矿环境具有低电位还原气氛产生的原因。腐蚀电偶测定结果表明,磨球介质与硫化矿物之间、方铅矿与黄铁矿之间的原电池相互作用减弱了黄铁矿表面的捕收剂作用过程,有利于方铅矿与黄铁矿的浮选分离。浮选试验结果表明利用磨矿过程进行浮选的工艺有较大的优越性     

黄铜矿浮选研究进展

黄铜矿是提炼铜的主要矿物原料,不同地质作用产生的黄铜矿,因其晶体结构和共伴生矿物等自然属性不同,导致黄铜矿的可浮性呈现差异化,在概述了矿物选别因素矿物晶体结构、矿浆pH、矿浆电位、难免离子对黄铜矿可浮性影响的基础上,进一步阐述了黄铁矿、闪锌矿、方铅矿和非金属脉石矿物等共伴生矿物对黄铜矿浮选的影响,并简述了黄铜矿浮选捕收剂的研究进展。      

某多金属矿石选矿试验及新药剂作用机理研究

针对云南某含银锡多金属硫化矿石矿物组成复杂、有用矿物易浮难分的特点,采用铅锌混合浮选-混浮精矿铜铅分离浮选-混浮尾矿锌硫依次浮选工艺流程及特别研制的新型捕收剂EMS-01A对其进行选矿试验,成功实现了铜、铅、锌、银、硫的综合回收。通过动电位测试和红外光谱研究了EMS-01A与各目的矿物的作用机理,结果表明,EMS-01A可在黄铜矿和方铅矿表面发生强烈的化学吸附,而在闪锌矿和黄铁矿表面的吸附作用较弱,这为铜铅与锌硫的分离提供了保障。     

捕收剂对铅锌硫化矿浮选的影响及在矿浆中的浓度分布

研究了捕收剂对铅锌分选的影响 ,应用紫外光分光光度法测定矿浆中捕收剂的浓度。通过单矿物浮选及实际矿石浮选试验 ,考察了捕收剂对黄铁矿、方铅矿和闪锌矿浮选的影响 ,试验表明 ,对方铅矿来说 ,乙硫氮具有较好的选择性 ,而黄药对这三种矿石都具有较好捕收能力 ,因此 ,在实际生产中往往采用混合用药。通过捕收剂用量试验发现捕收剂用量必须加以合理控制 ,用量太大 ,会影响产品的质量 ,用量太小又会影响回收率乃至生产成本 ,因此对矿浆中的捕收剂浓度加以检测是必要的也是有意义的。利用紫外光分光光度法对现场的捕收剂浓度进行了检测 ,结果表明 ,对于同一个作业 ,尾矿产品的矿浆浓度大于精矿产品 ;对于精选作业来讲 ,其相应产品的药剂浓度随着流程前进逐步降低 ,对于粗选作业来说 ,规律相反 ,浓度随着流程前进逐步升高。     

Selective depression of pyrite with chitosan in Pb–Fe sulfide flotation

Chitosan was used in the flotation of pyrite–galena mixtures. The results indicated that chitosan preferentially adsorbed on pyrite and galena was floated from the pyrite–galena mixtures. Time-of-flight secondary ion mass spectrometry (ToF-SIMS) and X-ray photoelectron spectroscopy (XPS) analyses were performed to study the interaction mechanism of chitosan on the pyrite and galena minerals at pH 4 and 6. ToF-SIMS showed that chitosan adsorbed heavily on pyrite but barely on galena when a mixture of pyrite and galena was treated by chitosan. The high resolution XPS spectra indicated that both the amine and the hydroxyl groups from chitosan reacted with pyrite surface, whereas no significant binding energy shifts were observed on galena. Combined with the authors’ previous studies of chitosan in other sulfide flotation systems, it was observed that chitosan could depress pyrite, galena, sphalerite and chalcopyrite to different extent when the minerals were floated alone. However, in the flotation of mineral mixtures, chitosan selectively adsorbed on one mineral which depressed its flotation, allowing the other mineral to be floated from the mixture. The competitive adsorption was attributed to the differences in the electron affinity value of the lattice metal ions. Chitosan strongly binds with metal ions with a high electron affinity.     

国外某高硫低锌尾矿锌强化回收试验研究

国外某高硫低锌尾矿中含锌2.69%、含硫47.08%,脉石矿物主要为滑石并且含有大量黄铁矿，硫含量过高是导致该矿石浮选指标差的主要原因。实验室通过条件试验指出石灰用量不足、硫酸铜用量过大导致现场精矿Zn品位低，并通过调整药剂用量、使用组合捕收剂以及添加黄铁矿辅助抑制剂Kg-1显著提高了精矿Zn品位。在最佳药剂制度下，采用一粗三精一扫，中矿按顺序返回的闭路流程，其中扫选不添加石灰，其他药剂减半，三次精选均添加石灰500 g/t调节矿浆pH值，最终试验获得的闭路锌精矿产品中Zn品位为42.86%、Zn回收率为71.93%,达到选厂要求浮选指标，实现了对该高硫低锌尾矿锌的高效回收利用。通过闭路试验探究有无Kg-1的添加对闭路锌精矿Zn品位的影响，试验结果指出Kg-1的引入能有效阻碍浮选过程中黄铁矿的上浮，显著提高锌精矿Zn品位。相对于未加Kg-1的闭路试验，锌精矿Zn品位提升13.76%,说明Kg-1是一种有效的黄铁矿抑制剂。Kg-1是一种有机小分子抑制剂，其分子头基有硫亲固原子，通过水解产生R-CSS^-,能与被硫酸铜活化的黄铁矿表面的Cu²⁺和F...     

Dispersion effect on a lead–zinc sulphide ore flotation

This investigation was performed with samples from a lead–zinc sulphide deposit aiming at studying the influence of the dispersion degree of the particles in the pulp on lead and zinc flotation. Samples of ore and also of the minerals sphalerite, galena, pyrite, and dolomite were selected for the experiments. Nine types of dispersing agents and six blends among them were employed.A set of three dispersing agents was selected for the lead flotation and another set of three was chosen for zinc flotation. The criteria for the reagents selection were: high dispersion degree for galena and low for the other species, high dispersion degree for sphalerite and low for the other species, low dispersion degree for pyrite and high for the other species, and high dispersion degree for all species.Lead flotation experiments were performed under three conditions aiming at verifying the influence of the dispersing agent, of the pH, and of sodium carbonate. The zinc flotation tests were carried out at pH 10.5, modulated with lime.The use of dispersing agents in lead flotation did not improve the overall efficiency of the circuit for, despite improving the lead metallurgical recovery, they increase significantly the zinc losses in the lead concentrate.Sodium carbonate presented a low dispersion degree and did not affect the lead flotation results when compared with those achieved at natural pH and at pH 9.8 modulated with lime.Two dispersing agents were particularly effective in zinc flotation: dispersant 3223, a sodium polyacrylate, and sodium hexametaphosphate. Both reagents significantly enhanced zinc recovery without impairing the concentrate quality.     

Combinations of different-class collectors in selective sulphide-ore flotation

The paper discusses laboratory test data on well-known sulphydryl collectors and new modified dithiophosphates Beraflot used to float monomineral fractions of pyrite, chalcopyrite, galena, and sphalerite. Frothless flotation is employed in flotation tests, IR-spectroscopy is used to identify surface compounds, and technological investigations are based on froth flotation. It is shown that dimethyl dithiocarbamate, isobutyl dithiophosphate and modified collector Beraflot-3035 give the poorest results of pyrite flotation, while Beraflot-3035 provides the highest galena and chalcopyrite recovery. It is found that Beraflot-3035 is capable to form different surface compounds on pyrite, chalcopyrite, galena, and sphalerite. Unclosed ore tests verify selectivity of Beraflot-3035.