硫砷矿物浮选分离药剂的研究进展

综述了毒砂浮选常规抑制剂和捕收剂的研究进展,特别介绍了近年来报道较多的毒砂组合抑制剂、组合捕收剂和新型药剂在含砷硫化矿石浮选分离中应用的研究成果,同时对含砷硫化矿浮选药剂今后的发展方向进行了展望。     

组合抑制剂在铜硫分离中的研究

研究了在低碱条件下CaCl2+单宁酸、NaClO+焦性没食子酸、NaClO+腐殖酸钠等多种组合抑制剂对黄铜矿、黄铁矿可浮性的影响.试验结果表明,NaClO+腐殖酸钠是黄铁矿的高效抑制剂,能成功地实现铜硫分离,并获得较好技术指标.     

从高硫矿石中选锌试验研究

本研究的矿石属高硫磁黄铁矿型矿石,闪锌矿和磁黄铁矿紧密共生,互相包裹,致使矿石十分难选。试验结果表明一段磨选浮磁联合工艺是从该矿石中选锌的有效途径,对诸如高硫多金属硫化矿矿石不宜采用阶段磨选流程。     

磁力浮选机在云南高硫铜矿选矿中的应用

云南某高硫铜矿是一种含铜和含硫都很高的铜矿,其中铜平均品位为5.86%,硫主要以磁黄铁矿形式存在,且磁黄铁矿含量占原矿的30.8%左右。试验中选用磁力浮选机应用于此铜矿的浮选,最终获得铜精矿品位28.46%,回收率97.72%的良好指标。     

四川某锌硫混合精矿分离浮选试验研究

四川某锌硫混合精矿锌品位为4.11%、硫品位为37.65%,有用矿物主要为铁闪锌矿和黄铁矿。对该混合精矿进行锌-硫分离浮选试验研究,结果表明:混合精矿经硫化钠+活性炭+再磨联合脱药方法处理后,磨矿至-0.043mm占85%,采用一次粗选-两次精选-一次扫选-中矿顺序返回的浮选闭路试验流程分选,可获得产率为7.50%、锌品位为42.48%、锌回收率为77.83%、含硫为20.63%的锌精矿及产率为92.50%、硫品位为39.03%、硫回收率为95.89%、含锌为0.99%的硫精矿;产品含杂均不超标,较好地实现了锌硫混合精矿的浮选分离。     

硫化铜镍矿浮选中捕收剂的吸附竞争

摘要:针对丹巴铜镍矿原矿品位低,氧化率高、脉石矿物可浮性好且易泥化的特征,通过试验研究,确定了铜镍混合浮选-铜镍分离的浮选工艺流程对该矿进行回收利用。并充分的利用了捕收剂的吸附竞争,在铜镍混浮精选作业中添加CMC,改变了脉石矿物对捕收剂的吸附竞争强度,使得有用矿物对捕收剂的吸附竞争强度增加,改善了镍矿物的可浮性,较好的实现了有用矿物与脉石矿物的浮选分离。在确定了较佳的浮选工艺条件下,小型实验室闭路试验可获得铜品位21.55%、铜回收率64.65%的铜精矿和镍品位5.19%、镍回收率66.80%的镍精矿的选矿指标。      

脆硫锑铅矿与磁黄铁矿在石灰介质中的浮选分离研究

研究了磁黄铁矿和脆硫锑铅矿在捕收剂存在时的浮选行为, 发现二者在pH=2 ～ 12 的范围内均有良好的可浮性。选用工业常用调整剂石灰进行了选择性分离浮选试验。结果表明, 石灰不能很好地分离脆硫锑铅矿和磁黄铁矿。通过红外光谱分析测定了矿物表面与药剂的吸附产物, 进行了机理探讨。     

云南某选铜尾矿提铁降硫试验研究

某地选铜尾矿中有用矿物为磁铁矿,硫化矿物主要为磁黄铁矿,部分黄铁矿及少量黄铜矿。在较佳的分选条件下,经"浮选—磁选"联合工艺流程选别后,可获得两种产品:其一是铁精矿产品,产率13.94%、铁品位69.05%、含硫0.64%、对磁性铁回收率96.89%;其二是硫精矿产品,产率34.07%、硫品位31.86%、硫回收率93.41%。脱硫率高达99.23%,实现了铁硫的高效分离,矿产资源得到了综合回收利用。     

双黄药在磁黄铁矿电极表面的电化学形成及吸附研究

本文研究了丁基黄药在磁黄铁矿表面氧化的电化学过程。热力学和循环伏安研究表明丁黄药离子在磁黄铁矿表面氧化形成双黄药 ;恒电流阶跃法导出了氧化过程的电化学动力学方程 η =0 0 98-0 0 74lg〔1-(t/τ) 1/ 2 〕 (V) ,利用动力学参数可以定量地描述氧化速率 ;计时电量法的研究确定了磁黄铁电矿电极表面双黄药吸附层厚度随着 pH值升高而变薄 ,在 pH =6 82、 9 18和 11 0的条件下 ,吸附层厚度分别为 3 0 9、 2 14和 0 98个单分子层     

磁黄铁矿与黄铜矿浮选分离研究进展

介绍了磁黄铁矿与黄铜矿的矿石性质,并联系生产实践总结了二者分离的难点;根据国内外相关工业应用及研究进展,从药剂研发和生产实践两个角度简述了磁黄铁矿与黄铜矿浮选分离的研究现状,并进一步提出未来的发展方向.     

六偏磷酸钠抑锌浮铜分选过程中的微量热动力学机理

在单矿物浮选试验的基础上,结合微量热法和吸附量测试研究了六偏磷酸钠对黄铜矿和闪锌矿的作用效果,旨在从热动力学角度阐释六偏磷酸钠的抑制作用机理,为铜锌硫化矿的高效浮选分离提供依据。浮选试验结果表明：pH=9时,浓度为2×10-4 mol·L-1的六偏磷酸钠对黄铜矿与Cu2+活化后的闪锌矿有较好分离效果,与不添加六偏磷酸钠相比,黄铜矿浮选回收率由95.15%小幅降至90.77%,而Cu2+活化后的闪锌矿浮选回收率则由85.13%大幅降低至28.51%。微量热测试结果表明,乙硫氮在黄铜矿和Cu2+活化后的闪锌矿表面吸附过程的表观活化能分别为36.95 kJ·mol-1和57.28 kJ·mol-1,经六偏磷酸钠作用后,乙硫氮在两种矿物表面吸附的表观活化能分别升高了13.07%,37.08%,而表观活化能差值则显著升高了80.72%。这表明乙硫氮更容易在黄铜矿表面吸附,六偏磷酸钠可以显著增大了乙硫氮在Cu2+活化后的闪锌矿表面的吸附难度,而对乙硫氮在黄铜矿表面的吸附影响较小,从而扩大两者的可浮性差异,吸附量测试结果也支持了这一结论。     

闪锌矿抑制剂的作用机理及研究进展

概述了闪锌矿浮选抑制剂的主要进展,分析了铅锌分离难的原因。从有机抑制剂和无机抑制剂两个方面对闪锌矿抑制剂的研究进展展开了综述,重点论述了闪锌矿抑制机理及其应用实例,并指出组合药剂以及开发新型无毒、高效、环保的浮选抑制剂的发展方向,为实现资源高效利用提供一定的指导。     

铜锌硫化矿浮选分离过程及动力学分析

通过纯矿物浮选动力学试验, 研究了黄铜矿与闪锌矿在捕收剂QP-02体系中的浮选动力学行为。研究表明, 黄铜矿、闪锌矿在合适的矿浆体系中, 浮选速度差异较明显, 可以利用其浮选速度的差异结合流程结构优化实现铜锌高效分离。根据动力学研究结果对江西某铜锌硫化矿石采用部分黄铜矿快速浮选、铜粗精矿再磨、铜精选尾矿选锌的工艺方案开展了试验研究, 结果表明, 采用该分离技术, 铜锌分离效果明显, 获得了铜品位为26.74%、回收率为90.80%的铜精矿和锌品位为45.20%、回收率为81.57%的锌精矿。     

经铜离子活化后的某铅锌硫混合精矿中闪锌矿的浮选分离研究

针对经铜离子活化后含有大量捕收剂和起泡剂的某铅锌硫混合硫化矿精矿, 采用方铅矿和黄铁矿混浮、抑制闪锌矿的部分混合浮选工艺, 在活性炭脱药、硫化钠和硫酸锌联合抑锌的药剂制度下, 实现了闪锌矿从硫酸铜活化后的铅锌硫混合精矿中的有效分离。对于铅、锌品位分别为9.32%和20.01%的原矿, 闭路试验分离出了锌品位为36.04%、回收率为89.41%的锌精矿。     

酸预处理对六方晶系磁黄铁矿浮选行为的影响及作用机理

针对磁黄铁矿易氧化且氧化后可浮性差、难以通过浮选将其与其他矿物分离的问题,通过单矿物浮选试验、接触角测量、Zeta电位测定以及红外光谱测试等方法研究了酸预处理对不同氧化程度六方晶系磁黄铁矿浮选行为的影响及作用机理。结果表明,六方晶系磁黄铁矿氧化程度越深,其可浮性越差; 通过酸预处理可以明显提高六方晶系磁黄铁矿可浮性,且酸预处理pH值越低,酸预处理后六方晶系磁黄铁矿可浮性越好; 酸预处理后的六方晶系磁黄铁矿接触角明显增大,疏水性得到提高,零电点向负方向偏移,表面带正电的氧化产物发生脱附; 红外光谱测试结果表明,丁基黄药与六方晶系磁黄铁矿发生化学吸附同时生成双黄药。     

3-戊基-4-氨基-1,2,4-三唑-5-硫酮浮选分离黄铜矿与闪锌矿及其机理

考察了捕收剂3-戊基-4-氨基-1,2,4-三唑-5硫酮(AATT)对黄铜矿和闪锌矿的浮选分离性能,并通过接触角、紫外光谱、吸附动力学和热力学等研究了AATT浮选分离黄铜矿和闪锌矿的作用机理。结果表明,在pH>10.0时,AATT可实现黄铜矿与闪锌矿的高效浮选分离。AATT在黄铜矿表面的吸附过程符合准二级动力学吸附方程和Langmuir等温吸附模型,为自发、吸热的化学吸附过程。pH=10.5时,AATT能显著增大黄铜矿表面疏水性,但对闪锌矿表面疏水化作用不明显,从而实现黄铜矿与闪锌矿之间的浮选分离。     

磨矿对闪锌矿表面电化学性质及浮选的影响

对闪锌矿在不同磨矿介质、机械力以及捕收剂条件下的电化学行为进行了测试。结果表明, 闪锌矿表面适当氧化有利于闪锌矿浮选; 增大闪锌矿与磨矿介质的机械力, 体系的还原性增强, 同时削弱矿物表面的氧化反应, 对浮选不利。在适当的压力和磨矿时间条件下, 采用瓷磨矿介质能有效提高浮选的回收率, 而采用铁介质, 其浮选回收率低于前者。当pH=5时, 在浮选槽内加入药剂比在磨矿机内加入药剂效果要好。     

磁黄铁矿与磁铁矿分离研究

研究了乌拉特后旗欧布乞铁矿磁铁矿和磁黄铁矿的分离技术, 采用阶段磨矿-阶段磁选-二磁精浮选脱硫工艺流程, 可得到铁精矿品位63.50%、含硫0.210%的合格铁精矿。