Cu2+活化黄铁矿与黄铜矿的浮选分离

在研究丁黄药体系中黄铜矿、黄铁矿单矿物的天然可浮性,石灰（调节矿浆pH）、亚硫酸氢钠、铜离子对黄铜矿、黄铁矿可浮性的影响,柠檬酸对被Cu²⁺活化的黄铁矿、黄铜矿可浮性的影响,柠檬酸-亚硫酸氢钠-石灰组合抑制剂对被Cu²⁺活化的黄铁矿、黄铜矿可浮性的影响的基础上,采用柠檬酸-亚硫酸氢钠-石灰组合抑制剂对被Cu²⁺活化的黄铁矿-黄铜矿人工混合矿进行浮选分离,得到了铜品位和铜回收率分别为24.12%和88.48%的铜精矿,及硫品位和硫回收率分别为49.69%和72.51%的硫精矿,表明该组合抑制剂对被Cu²⁺活化的黄铁矿具有良好的选择性抑制作用。     

内蒙古某铅锌硫化矿浮选试验研究

内蒙古某铅锌矿矿石性质复杂，原矿铅锌品位低，含硫较高，为更好地回收利用该铅锌矿资源，对浮铅尾矿采用硫酸铜作硫化锌矿物活化剂，丁基黄药作捕收剂，2^#油作浮选起泡剂，经二次粗选、二次扫选浮选出锌硫混合粗精矿，对混合粗精矿再磨，然后采用石灰+腐植酸钠强化抑制硫铁矿物，并添加少量硫酸铜和丁基黄药活化捕收可浮性较差的铁闪锌矿，经一次分离粗选、二次扫选、三次精选分离得到锌精矿和硫精矿。闭路试验在原矿含铅1.19%、含锌2.36%的条件下，可获得含铅45.80%、含锌2.54%,铅回收率71.32%的铅精矿；含铅0.86%、含锌44.38%,锌回收率85.95%的锌精矿，新工艺锌回收率较现场工艺提高7.29个百分点，为该铅锌矿的实际生产提供了指导。     

福建某铅锌浮选尾矿再选试验研究

福建某铅锌浮选尾矿中铅、锌、银的品位分别为0.23%、2.11%、36.3 g/t,其中锌和银有较高回收价值。该尾矿中主要金属矿物为闪锌矿、黄铁矿和方铅矿,非金属矿物以方解石和石英为主。针对矿石特点,采用优先浮选开展工艺优化试验。结果表明:在磨矿细度为-0.074 mm占69.92%的条件下,以石灰为pH调整剂,硫酸锌为抑制剂,乙硫氮为捕收剂,2^#油为起泡剂,经1粗3精1扫浮铅,可获得铅品位4.56%、银品位320 g/t,铅回收率15.55%、银回收率6.63%的银铅精矿;针对选铅尾矿,以石灰为pH调整剂,硫酸铜为活化剂,丁基黄药为捕收剂,2^#油为起泡剂,经1粗3精2扫浮锌,可获得锌品位37.32%、银品位152 g/t,锌回收率73.25%、银回收率18.80%的锌精矿。试验指标较好,可为该尾矿的综合利用提供数据支撑。     

金属离子对金红石浮选的影响及作用机理

金属离子在金红石的浮选过程扮演着重要角色,主要分为活化和抑制,活化离子有Pb²⁺、Bi³⁺和Cu²⁺,抑制离子有Al³⁺、Fe³⁺,其中的作用机理表现出明显不同。本文综述了近年来金红石常用的浮选捕收剂,重点介绍了金红石浮选中活化金属离子Pb²⁺、Bi³⁺、Cu²⁺和抑制金属离子Al³⁺、Fe³⁺对其浮选的影响及作用机理,为了解金红石浮选中常见金属离子影响及作用机理提供参考。     

一种新型有机抑制剂甘油基黄原酸钠对硫化矿抑制作用机理研究

设计并合成了一种可以抑制硫化矿的小分子有机抑制剂甘油基黄原酸钠,通过浮选试验考察了该抑制剂对硫化矿物的浮选抑制行为。结果表明,用丁黄药作捕收剂,在甘油基黄原酸钠存在下铁闪锌矿能被Cu^2＋活化从而具有良好的可浮性,而黄铁矿不能被Cu^2＋活化,从而实现两种矿物的选择性分离。通过动电位分析表明,甘油基黄原酸钠在有Cu^2＋存在条件下不能阻止丁黄药的阴离子在铁闪锌矿表面的吸附,但能阻止丁黄药的阴离子在黄铁矿表面的吸附,与浮选结果一致。     

某铋锌铁多金属矿石选矿试验

为了给某铋锌铁多金属矿石的合理开发利用提供依据,针对矿石性质特点,选择SN-9^#作为铋矿物的选择性捕收剂,采用铋锌依次浮选-弱磁选工艺流程进行选矿试验,并在浮铋粗选时添加组合抑制剂Na₂SO₃+ZnSO₄,在浮铋精选和浮锌精选时分别添加新型环保高效抑制剂CK-1^#和CK-2^#,获得了铋品位为17.96%、铋回收率为68.08%的铋精矿,锌品位为48.03%、锌回收率为88.61%的锌精矿和铁品位为66.11%、铁回收率为66.15%的铁精矿,有效实现了铋、锌、铁的综合回收。此外,铋精矿和锌精矿中还分别富集了823.57 g/t的银和301 g/t的铟。     

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%.     

某高硫尾矿中铁矿物的回收试验研究

安徽某硫铁矿矿石属低铜高硫矿石, 含铜0.3%、硫34.95%、铁42.64%, 目前采用优先浮铜工艺, 产出铜精矿和硫精矿, 铁未回收。针对该矿物采用先浮后磁常规方法得到铁精矿, 再以2^#油作起泡剂, 硫酸和硫酸铜作调整剂和活化剂, 煤油和丁黄药作捕收剂进行了铁精矿脱硫全流程闭路试验, 可得到含铜10.98%、铜回收率77.78%的铜精矿及含铁65.38%、含硫0.84%、铁回收率11.78%的铁精矿, 效果较理想, 能有效提高资源综合利用率。     

贵州某高砷锑矿石选矿试验

贵州某高砷锑矿石锑含量为0.61%、砷含量为1.02%,锑主要以辉锑矿形式存在,砷主要以毒砂形式存在。为给该矿石中锑、砷回收提供技术依据,对其进行了选矿试验。抑锑浮砷、锑砷混合浮选再分离、浮锑抑砷原则流程对比试验结果表明,浮锑抑砷工艺流程指标较好。在磨矿细度为-0.074 mm占92.78%条件下,采用浮锑抑砷工艺流程选锑,以水玻璃为抑制剂、硝酸铅为活化剂、丁铵黑药+乙硫氮为捕收剂、2号油为起泡剂,经1粗1精优先选锑,获得了锑品位为57.49%、回收率为79.52%的锑精矿,砷含量为0.54%,选锑尾矿经1粗2精2扫浮选流程选砷,获得的砷精矿砷品位为10.17%、金品位为29.16 g/t、砷回收率为82.79%、金回收率为80.98%,砷精矿中锑品位为1.04%,实现了砷锑的高效分离回收。     

西藏弄如日金矿浮选试验研究

针对西藏弄如日金矿的矿石性质,采用一次粗选、四次扫选、二次精浮选工艺流程,磨矿细度-0.074 mm占91.97%,丁黄药和丁胺黑药为捕收剂,水玻璃为分散剂,2^#油为起泡剂,浮选得到金精矿产率为3.00%,金品位为172.83 g/t,金回收率93.79%,尾矿中金品位为0.36g/t,为该矿石开发利用确定了合理的工艺流程。     

丁黄药体系铁闪锌矿的浮选行为与电化学研究

研究了以丁黄药为捕收剂时铁闪锌矿的浮选性质, 在酸性条件(pH <6)下, 其回收率约为60%, 在pH>8 的碱性条件下, 其回收率急剧下降;pH=6.0 时, 铁闪锌矿在0.2 ～ 0.6 V 的电位区间, 回收率大于50%;pH=9.18 和pH =11.0 时, 无论怎样调节矿浆电位, 铁闪锌矿浮选回收率低于50 %。从热力学的角度而言铁闪锌矿与黄药的作用有可能产生双黄药X₂ 和黄原酸锌ZnX₂, 但ZnX₂ 稳定存在的区域不大。采用循环伏安电位扫描研究方法, 研究了丁黄药在铁闪锌矿表面的电化学作用机理, 丁黄药在铁闪锌矿表面的吸附和氧化形成疏水性物质的反应不明显;在高碱条件下, 铁闪锌矿自身的氧化严重阻滞了丁黄药在其表面的吸附和氧化形成疏水性物质。电化学试验结果与浮选试验结果能较好地对应起来。     

乳清蛋白对铜离子活化铁闪锌矿的抑制作用

铜离子活化的锌矿物易浮难抑,导致铜锌共生硫化矿浮选分离成为选矿领域的一个难题,添加络合剂是抑制铜离子对锌矿物活化的有效手段。以乳清蛋白作为铜离子络合剂,考察其对铜离子活化铁闪锌矿及阻止铜离子活化铁闪锌矿的抑制效果,并用X射线光电子能谱、红外光谱及动电位分析相关机理。浮选试验结果表明,加入乳清蛋白后被铜离子活化铁闪锌矿的回收率由44.69%降到了2.56%。X射线光电子能谱和红外光谱等检测结果表明,乳清蛋白在碱性矿浆条件下分解成氨基酸,形成典型的弱场强配体,并通过络合作用与矿浆中的铜离子紧密结合。同时,乳清蛋白会以化学吸附的方式覆盖在铁闪锌矿表面,阻碍铁闪锌矿表面的硫离子与铜离子氧化还原反应的进行,从而防止铜离子活化铁闪锌矿。     

湿法炼锌赤铁矿法除铁及资源综合利用新技术

针对高铁闪锌矿有价金属综合利用的难题,开发了含铁溶液预处理—渣矿协同浸出—赤铁矿法除铁及有价金属综合回收技术工艺,获得锌回收率96%,除铁率93%,赤铁矿渣含铁60%~65%、含锌0.5%、含砷0.01%、含硫2%。产出的赤铁矿渣经处理后可作为炼铁或生产水泥等的原料,解决了常规除铁方法不适应处理高铁溶液和铁渣中铁无法回收的问题,实现了铁闪锌矿的高效综合回收利用。     

内蒙古某低品位铅锌硫化矿石铅锌浮选试验

内蒙古某低品位微细粒嵌布的难选铅锌硫化矿石铅品位为1.47%、锌品位为1.93%，为了确定该矿石的开发利用工艺，在进行系统工艺矿物学研究的基础上进行了铅锌浮选试验。结果表明：①矿石中的铅、锌均主要以硫化物相形式存在，主要金属矿物为铁闪锌矿、方铅矿，磁黄铁矿和黄铁矿含量较高；方铅矿与铁闪锌矿间以及与其他矿物间的共生关系密切，方铅矿呈中-微粒嵌布，粒度主要为0.64～0.01 mm，铁闪锌矿呈细-微粒嵌布，粒度主要为0.16～0.01 mm。②矿石在磨矿细度为-0.074 mm占80%情况下采用1粗4精3扫流程选铅，选铅尾矿1粗4扫选锌，锌粗精矿再磨至-0.025 mm占90%情况下经4次精选，最终获得铅品位为52.23%、含锌3.18%、铅回收率为74.81%的铅精矿，锌品位为42.05%、含铅1.98%、锌回收率为85.83%的锌精矿，较好地实现了铅锌的分离与回收。     

某铁闪锌矿浮选试验研究

某铁闪锌矿中硫化矿主要为铁闪锌矿和磁黄铁矿, 对此矿物进行了浮选试验研究。通过优先浮锌条件试验, 确定了粗选扫选最佳条件为: 磨矿粒度-0.074 mm粒级占70%、石灰用量6 000 g/t、硫酸铜用量1 000 g/t、丁黄药用量125 g/t。实验室小型闭路试验获得锌精矿品位为48.41%, 回收率为92.42%, 达到预期效果。     

安徽某铜铅锌多金属硫化矿选矿工艺研究

安徽某低品位铜铅锌多金属硫化矿石中锌矿物大多以铁闪锌矿的形式存在,部分硫矿物以磁黄铁矿的形式存在,铁闪锌矿和磁黄铁矿致密连生,嵌布特征复杂,对锌硫浮选分离造成不利影响。针对该矿的矿石特点,在"铜铅锌优先浮选"工艺流程的基础上,结合锌硫磁选分离工艺,不仅回收了铜铅锌,而且实现了锌硫的有效分离。闭路流程试验获得了含铜12.04%、铜回收率45.48%的铜精矿,含铅42.88%、铅回收率80.04%的铅精矿,含锌42.04%、锌回收率84.11%的锌精矿。     

某铜铅锌多金属硫化矿电位调控浮选试验研究

某铜铅锌多金属硫化矿铜铅矿物嵌布粒度微细,分离难度大,锌矿物以铁闪锌矿为主,现场仅生产铅精矿和锌精矿且选别指标差。为此,针对矿石性质,采用铜铅混浮-铜铅分离-混浮尾矿抑硫浮锌电位调控浮选工艺,通过控制矿浆电位,混浮粗精矿再磨,选择高效捕收剂、活化剂、抑制剂等措施,使铜铅矿物与锌硫矿物、铜矿物与铅矿物、铁闪锌矿与磁黄铁矿得到了较好的分选。闭路试验获得含铜18．13％、铜回收率55．41％的铜精矿,含铅50．20％、铅回收率83．29％的铅精矿和含锌49．75％、锌回收率86．17％的锌精矿,与现场相比,不仅回收了铜矿物,而且铅、锌精矿质量与回收率都得到了大幅度提高。     

内蒙古某多金属硫化矿工艺矿物学研究

内蒙古某硫化矿中含铜1. 29%、锌1. 27%、锡0. 267%、铁13. 46%、砷0. 878%、银74. 60μg/g。通过采用化学物相分析以及MLA、XRD、EDS、光学显微镜等分析方法和手段,查明了铜主要载体矿物为黄铜矿,锌为铁闪锌矿,闪锌矿次之,锡为锡石,砷为毒砂,铁为绢云母以及黄铁矿,银以类质同象形式分布于方铅矿、黄铜矿以及独立矿物银黝铜矿中,为选矿提高矿石综合利用率提供了矿物学依据。     

几种活化剂对铁闪锌矿的活化性能

通过单泡管浮选试验,研究了丁黄药体系中硫酸铜、氯化铵、硝酸铅及自行研制的T-1对含铁7.21%的云南澜沧铁闪锌矿单矿物的活化性能。结果表明：氯化铵、硝酸铅对铁闪锌矿的活化效果较差,而硫酸铜在pH=13时可使铁闪锌矿的回收率达到61.30%,T-1则可在pH=10时使铁闪锌矿的回收率达到64.10%;T-1不仅对铁闪锌矿的活化性能比硫酸铜好,而且可比硫酸铜降低药剂成本20%。     

内蒙古某低品位难选铅锌矿石选矿工艺研究

内蒙古某铅锌矿石由于铅锌品位低、锌主要以铁闪锌矿形式存在、铅锌矿物嵌布粒度细且与其他矿物共生密切、含有较多与铁闪锌矿可选性相近的磁黄铁矿而难选。根据矿石性质,采用优先浮铅-铅尾矿弱磁选分离磁黄铁矿-弱磁选尾矿浮锌-锌尾矿浮黄铁矿工艺流程处理该矿石,闭路试验获得了铅品位为42.27%、铅回收率为71.46%的铅精矿,锌品位为44.11%、锌回收率为70.93%的锌精矿及硫品位为34.89%、硫回收率为85.66%的综合硫精矿,从而为该矿石的合理开发利用提供了依据。