铜铅多金属硫化矿中伴生金的强化回收实验研究

采用铜铅混选富集-抑铜浮铅浮选分离的工艺,对某铜铅多金属硫化矿中的伴生金进行强化回收研究。在铜铅混选阶段,弱碱性条件(pH=9)下,用Z-200(30 g/t)做捕收剂,金在铜铅混合精矿中有效富集;在铜铅分离阶段,以硫化钠(4000 g/t)预先脱药,用乙硫氮(30 g/t)浮选铅矿物,金在铜精矿中进一步富集。工艺闭路实验获得含铜18.69%、含金42.70 g/t的含金铜精矿,铜和金的回收率分别达到92.58%和56.84%;还同时获得含铅61.45%的铅精矿。可实现铜铅多金属硫化矿中伴生金的强化回收。     

新疆某金矿浮选药剂优化试验研究

新疆某金矿石金品位为2.30 g/t,硫品位为0.8%,属于低硫含金矿。自然金的嵌布粒度微细,主要被石英或其他脉石包裹,采用阶段磨矿、阶段选别回收金。在原有浮选工艺的基础上,开展调整剂、捕收剂种类及用量的优化试验研究。结果表明,在与现场两段磨矿细度相同的条件下,采用一优一粗二精两扫的闭路浮选流程,异戊基钠黄药作为捕收剂时,获得混合精矿产率为6.21%,金品位34.10 g/t,回收率为90.61%。     

云南某含银铜铅混合精矿分离试验研究

云南某铜铅混合精矿含Cu 8.14%、Pb 38.57%、Ag 251.62 g/t，对其进行浮选试验研究铜铅的分离。通过条件试验，确定在磨矿细度为-200目含量为93.85%的情况下，抑制剂CMC+亚硫酸钠用量选择1000 g/t，捕收剂Z-200用量选择10 g/t。采用“抑铅浮铜”一粗三精一扫的闭路试验流程，获得铜品位24.73%、回收率87.24%、含铅品位6.23%的铜精矿；铅品位62.71%、回收率84.48%，含铜0.86%的铅精矿。银在铜铅精矿中进一步富集的总回收率为73.04%，实现了该铜铅混合精矿的分离及银的进一步富集。     

湿法炼锌酸浸出渣浮选回收银试验

传统锌精矿伴生银回收,均是从挥发窑渣中进行,由于矿物性质变化,导致银无法有效回收。进行了从锌酸浸出渣中浮选回收银的研究,解决了锌精矿中伴生银回收的问题。某湿法炼锌浸出渣含Ag 350 g/t,Au0.01 g/t,Pb 3.87%,Zn 17.45%,Cu 1.38%,银主要以自然银存在,占60.13%。采用高效捕收剂HT-1#、起泡剂HT-2#进行浮选,经过一粗四精三扫工艺,获得银精矿产率4.39%,含银6616 g/t,银回收率82.98%,取得良好的经济技术指标。     

方铅矿—石灰—乙硫氮体系电化学调控浮选

运用电化学电位调控浮选理论,对方铅矿石灰乙硫氮体系进行研究。结果表明：在高碱介质中,石灰不仅仅是作为矿浆ｐＨ的调整剂,还表现出对特定的矿浆电位有很好的稳定作用,而这一特定的矿浆电位正是方铅矿的浮选电位;与黄药相比,乙硫氮是方铅矿更好的选择性捕收剂。电位调控浮选在两个矿山的生产实践表明,未加闪锌矿抑制剂,实现了铅锌铁硫化矿的有效浮选分离,其中铅精矿品位分别提高０．７３％和１．８９％,铅的回收率分别提高２．２４％和６．５８％,锌的回收率分别提高４．６３％和４．１９％,同时,两个矿山的每吨原矿药剂成本均下降１０元左右。这一研究成果使电化学调控捕收剂浮选在生产实践中成功应用迈出了一步。     

新疆某难选混合型铅铜矿可选性试验研究

对新疆某难选铅铜硫化矿进行了工艺矿物学和浮选工艺流程的研究,为建设选矿厂提供合理的工艺流程条件。通过试验确定了合理的工艺流程和药剂制度,采用混合浮选工艺,获得的试验指标为铅精矿含铅49.33%,铜2.13%,铅回收率72.2%,铜回收率53.8%。     

重庆某酸化铝土矿重选尾矿浮选脱硫试验研究

为综合利用重庆某酸化铝土矿的重选尾矿，在矿石性质研究的基础上进行酸化浮选脱硫试验研究。实验结果表明：在酸性(自然pH=4.5)条件下，以硫酸铜为活化剂、丁基黄药为捕收剂、2#油为起泡剂，重选尾矿经过“一粗三扫二精”的闭路浮选流程处理后可以获得产率为93.35%,S含量为0.61%的铝精矿，铝精矿中S含量大幅降低，该铝精矿可以与重-浮联合得到S含量为0.18%的铝土矿精矿合并(混合铝精矿S含量为0.35%)直接进入氧化铝溶出系统，成功解决了酸化重选尾矿难以利用的问题，提高了矿石的综合利用率，为国内该类型资源的开发利用提供了技术参考。     

A省某稀土矿选矿试验研究

本文所选用的研究对象为A省某稀土矿,pH调整剂采用Na_2CO_3,混合捕收剂采用CH与xp-2,联合抑制剂采用Na_2SiO_3和Na_2SiF_6,以单一浮选流程得到高达68.48%品位的精矿及38.47%的中品位精矿,稀土总回收率达到81.08%。     

Rh、Ir水合氯络合物与丁基黄药的相互作用

1.前言分子结构为 ROCSSMe 形式的黄原酸盐(R=C_2H_5～C_5H_(11),Me=K 或 Na)系浮选重金属硫化矿很有效的捕收剂,它对很多有色重金属有较强的络合能力。从化学作用的规律来看,能与固体金属微粒发生化学作用,也可以和溶液中该金属的离子产生化学反应。业已证明,黄药可以和溶液中的铜、镍、钴、铋、铅、锡、锌、钼、汞、银、铁、     

云锡卡房含铜多金属矿石选矿工艺流程探讨

该文针对云锡卡房I-51矿群矿物种类繁多、回收工艺流程复杂、选矿厂设计难度大等问题,开展选矿工艺流程及设计方案探讨研究,认为适合该矿石的工艺流程包括常规三段一闭路破碎,硫化矿物混合浮选,钨常温粗选+加温精选,萤石一粗二扫四精浮选,铜精矿、硫精矿、萤石精矿浓缩+过滤两段脱水,以及白钨精矿沉淀+干燥两段脱水.该设计工艺流程...     

复配捕收剂在铝电解废旧阴极浮选当中的应用

对于低碳含量铝电解废旧阴极,单一烃类捕收剂不能取得令人满意的浮选指标,煤油和轻柴油的选择性较差,汽油的捕收能力差。本文将选择性好的汽油与捕收能力强的煤油和轻柴油分别按一定比例配成复配捕收剂,发现75%汽油+25%煤油(质量分数)的配比下,复配捕收剂可以获得良好的浮选指标。1粗1扫2精中矿顺序返回闭路浮选试验表明,采用75%汽油+25%煤油复配捕收剂与传统捕收剂煤油相比,浮选精矿碳回收率基本相同,品位提高6.79,浮选尾矿电解质回收率提高5.63。     

某厂铜熔炼渣浮选综合回收金、银和铜的研究与应用

某选矿厂采用缓冷(空冷+水冷)-浮选工艺回收铜熔炼造锍捕金熔池熔炼渣,研究了缓冷制度、磨矿细度、调整剂用量、捕收剂种类及用量对金、银和铜浮选回收率的影响。结果表明,铜熔炼渣先空冷22 h后水冷40 h;磨矿80 min至细度为-0.074 mm粒级占96.44%(自制活化剂JC-100加入量为200 g/t);浮选调整剂氧化钙用量300 g/t,捕收剂用量丁基黄药为60 g/t、Z-200为160 g/t、自制JC-200为100 g/t,起泡剂2#油用量为120g/t;经一粗二扫二精选矿,闭路实验金、银和铜回收率达97.66%、92.71%和94.44%。据此对生产流程进行合理改进后提高了回收率,经济效益明显。     

羟肟酸-黄药混合剂浮选氧化铜矿的研究与实践

羟肟酸钠与丁黄药联用,可以提高矽卡岩氧化铜矿的浮选效率,降低药剂消耗.特别是羟肟酸-黄药“混合剂”的合理使用,促成了氧化铜矿浮选技术的新进展:处理含孔雀石和假孔雀石矿石,能获得精矿品位约26%Cu,回收率近80%,从高硅泥质铜矿中,可直接浮出精矿含铜≥25%.自由氧化铜回收率≥85%,选择合适的调整剂及相应的流程结构更有利于羟肟酸-黄药“混合剂”在Cu-Fe共生难选养化矿浮选中发挥最佳效用,不仅可以得到品位达36%的优质铜精矿.而且能预先浮出富含Ag的金精矿(每吨含Ag为340g,Au为108g),并有助于从铜扫选尾矿中回收铁.     

THE FLOTATION OF COPPER OXIDIZED ORES WITH MIXED REAGENT OF HYDROXAMATE AND XANTHATE

羟肟酸钠与丁黄药联用,可以提高矽卡岩氧化铜矿的浮选效率,降低药剂消耗.特别是羟肟酸-黄药“混合剂”的合理使用,促成了氧化铜矿浮选技术的新进展:处理含孔雀石和假孔雀石矿石,能获得精矿品位约26%Cu,回收率近80%,从高硅泥质铜矿中,可直接浮出精矿含铜≥25%.自由氧化铜回收率≥85%,选择合适的调整剂及相应的流程结构更有利于羟肟酸-黄药“混合剂”在Cu-Fe共生难选养化矿浮选中发挥最佳效用,不仅可以得到品位达36%的优质铜精矿.而且能预先浮出富含Ag的金精矿(每吨含Ag为340g,Au为108g),并有助于从铜扫选尾矿中回收铁.     

承德银铅锌矿石的选矿工艺研究及生产实践

本文阐述了承德银铅锌矿石的原矿性质，浮选试验结果及生产实践。生产中采用优先浮选中矿再磨流程，异丙基黄药做捕收剂，通过合理配矿，严格控制工艺条件，使铅锌银各项指标大幅度提高，为矿山取得显著经济效益。     

提高锌浸出渣中银浮选回收率的研究

某湿法炼锌厂低酸度锌浸出渣中53.8%的银存在于难完全回收的闪锌矿上,其回收是提高浮选回收率的关键。经对比浮选和正交试验获得了浮选粗选最佳药剂制度,捕收剂为丁铵黑药(900g/t)和Z-200(50 g/t),载体活性炭(2000 g/t),起泡剂2#油(100 g/t)。一粗一精一扫开路试验表明,在非强充气和非强搅拌条件下,浮选精矿银品位为8210 g/t,较现有工艺(3000 g/t)大幅提高;银回收率为64.7%,与现有工艺(60%~64%)相当。     

高银铅铜混合精矿选矿试验研究

某高银铅铜混合精矿为铜铅混浮产品,表面受到浮选药剂严重污染,导致铜矿物与铅矿物可浮性差异微小,给铜铅分离带来非常不利的影响,其银品位达到4208.0 g/t,铅品位43.28%,铜品位3.39%,98.80%的银赋存于方铅矿。采用“活性炭脱药-抑铅浮铜”工艺流程处理,环保高效的方铅矿抑制剂GYC,高效铜捕收剂SAC,全流程试验获得银品位4839.2 g/t,银回收率97.36%,铅品位50.05%,铅回收率97.90%的银铅精矿;铜品位20.16%,铜回收率91.23%,银品位724.6 g/t,银回收率2.64%的铜精矿,实现了混合精矿中银铅与铜的高效回收。     

高砷富银铋硫多金属精矿综合回收实验研究

某高砷富银铋硫矿为硫化矿混合精矿,表面受到浮选药剂污染,各种矿物之间的可浮性相近,给分离带来不利影响.采用"混合精矿加温脱药-脱药精矿铋银优先浮选-铋银尾矿砷硫活化浮选"工艺流程进行处理,采用高效银铋捕收剂SAC,全流程实验获得的银铋精矿含银4386 g/t、铋13.06％、砷0.61％,回收率为银88.52％,铋85...     

从硫精矿中回收铜锌的试验研究

白银有色金属公司三冶炼厂生产的硫精矿中含铜、铅、锌和金奶等多种有价金属元素， 回收价值。通过试验研究，采用优先选铜流程可从硫精矿中选出一个铜精矿和一个锌精矿，同时金银分别富集到上述两粗矿中。选矿方案简便易行，所用药剂种类较少，硫精矿不用预先脱药处理，具有一定实用性。     

铅锌分离过程中粒度对银导向回收影响的模拟计算

采用经典一阶浮选动力学模型对矿物浮选回收率及分离效率进行了拟合计算,研究矿石粒度对铅锌分离过程中铅、银和锌的浮选行为的影响。建立了BP人工神经网络模型,预测平均给矿粒度对矿物回收率及分离效率的影响。结果表明,中等粒级(-74~+20 μm)下铅和银的浮选回收率最高,而微细粒级锌夹带严重,3种矿物的浮选速率均随矿石粒度的减小而减小;-105~+20 μm粒级下矿物的分离效率最高,过粗或过细均不利于矿物的浮选分离。BP-ANN预测结果表明,该矿石的最佳平均给料粒度为26~94 μm;银具有良好的铅依存性,通过添加锌抑制剂ZCY,配合使用对银矿物有良好选择性的捕收剂DA-1,可以实现银在铅锌分离中的导向回收。