在萨费亚诺夫斯克矿床铜-锌矿石浮选工艺制定时应用有效的药剂

叙述了用CYTEC工业公司生产的Aerophine 3418A和国际矿物药剂公司生产的S703G捕收剂和硫氧化合物调整剂对萨费亚诺夫斯克矿床铜-锌矿石的浮选试验结果.试验表明,在混合浮选中,先用Aerophine 3418捕收剂浮选(混合浮选的第一个和第二个混合浮选作业),然后用丁基黄药和丁基黑药浮选,获得最好混合浮选结果.在用直接分离浮选流程(其中包括铜浮选、锌浮选、锌精矿脱硅和脱铁)试验中,在铜浮选回路中混合应用Aerophine 3418A和丁基黄药捕收剂及硫氧化合物调整剂获得较好的结果.     

硫化矿物的双液浮选电化学

用双液浮选法研究了矿浆电位、搏收荆和抑制剂浓度对黄铁矿、黄铜矿和方铅矿可浮性的影响.用还原荆(Na2S和NaS2O4)和氧化剂(H2O2)诵节矿浆电位.用氰化物和铬酸盐作为抑制剂,用戊基钾黄药作为巯基捕收剂.黄铁矿和黄铜矿具有无捕收剂可浮性.在应用还原剂Na2S时,3种硫化矿物均发生浮选.用或不用捕收荆时黄镉矿和黄铁矿均在相同的电位下发生浮选,而方铅矿在更高的还原电位下用捕收剂才能浮选.氰化物是通过诵节电位的抑制剂,而铬酸盐是不通过调节电位的抑制剂.     

锌粗选中硫化铁矿物浮选的抑制

研究了提高两种块状硫化矿石锌精矿锌品位的3种方法：通氧气调浆、用对铜特效的捕收剂和添加选择性聚合物抑制剂。试验结果表明，3种方法都可以通过抑制硫化铁矿物来提高锌精矿的锌品位。试验还发现联合用2种可在不降低浮选指标的前提下节省药剂用量。     

用巯基捕收剂及其混合物从矿石中浮选硫化铜矿

本文研究了巯基捕收剂(黄药、黑药、二硫代氨基甲酸酯及其混合物)对富含斑铜矿的Okjep铜矿石浮选的影响.该矿石铜品位为1.8%.用分批浮选试验评价了捕收剂对浮选指标的影响,其中包括精矿产率、水回收率、铜回收率、铜品位和Klimpel浮选速率常数.试验结果表明,二硫代氨基甲酸二乙基酯(di-C2-DTC)是硫化矿物的弱捕收剂.用二乙基硫代磷酸盐(di-C2-DTP)捕收剂时获得的精矿铜回收率最高,泡沫含有较多的水,精矿铜品位较低,这种捕收剂除了具有捕收能力外还具有一定的起泡性质.在捕收剂用量为0.139 mol/t时,用90%C2-X:10%di-C2-DTP和90%C2-X:10%di-C2-DTC混合捕收剂获得的精矿铜回收率比单用C2-X要高.在捕收剂用量为0.0695 mol/t时.用90%C2-X:10%di-C2-DTC混合捕收剂获得的精矿铜品位比单用C2-X要高.     

蒙古额尔登纳特公司铜-钼矿石选矿新工艺

蒙古额尔登纳特选矿厂处理铜钼硫化矿石，为了提高铜和钼的浮选指标，提出了在铜钼混合浮选中用二氧化硫和石灰作黄铁矿的抑制剂，用黄药作捕收剂，混合浮选铜和钼，使混合精矿铜品位达到27％～28％。混合精矿分离后，泡沫产品为钼精矿，槽内产品为铜精矿。     

用巯基捕收剂及其混合物从Okiep矿石中浮选硫化铜矿

本文研究了巯基捕收剂（黄药、黑药、二硫代氨基甲酸酯及其混合物）对富含斑铜矿的Okiep铜矿石浮选的影响.该矿石铜品位为1.8%.用分批浮选试验评价了捕收剂对浮选指标的影响,其中包括精矿产率、水回收率、铜回收率、铜品位和Klimpel浮选速率常数.试验结果表明,二硫代氨基甲酸二乙基酯（di-C2-DTC）是硫化矿物的弱捕收剂.用二乙基硫代磷酸盐（di-C2-DTP）捕收剂时获得的精矿铜回收率最高,泡沫含有较多的水,精矿铜品位较低,这种捕收剂除了具有捕收能力外还具有一定的起泡性质.在捕收剂用量为0.139 mol/t时,用90?-X：10%di-C2-DTP和90?-X：10%di-C2-DTC混合捕收剂获得的精矿铜回收率比单用C2-X要高.在捕收剂用量为0.0695 mol/t时,用90?-X：10%di-C2-DTC混合捕收剂获得的精矿铜品位比单用C2-X要高.     

捕收剂复配效应解决羊拉硫化铜矿石选择性浮选的研究

德钦羊拉硫化铜矿是一个含硫化铁矿物的硫化铜矿床。矿石中有用矿物嵌布粒度极细,其它非铜硫化物含量较多,且与黄铜矿共生密切,互相包裹,可浮性很接近,分离非常困难。根据矿石性质,研究并配制了兼顾选择性与捕收性能的混合型捕收剂,浮选试验结果表明,捕收剂YG-7可以获得较好的精矿品位与精矿回收率;而捕收剂YG-6则能保证低的尾矿品位和高的总回收率。     

福建某钨矿伴生硫化矿钼铜铋分离试验研究

福建某钨矿采用重选方法回收,所得重选毛砂采用混合浮选方法脱除伴生的硫化矿,产出合格钨精矿;而脱除出来的伴生硫化矿含Mo 2.20%、Cu 2.59%、Bi 1.22%、S 40.31%,有用组分多、性质复杂、药剂残留多,分离难度大。长期以来,该矿采用钼浮选-铜浮选-铋重选工艺回收其中的钼、铜和铋,金属互含高、品位和回收率低。为了充分利用该钨矿伴生硫化矿资源,进行了详细的选矿试验研究,最终采用钼浮选-铜浮选-铋浮选工艺流程,其中钼使用硫化钠抑制后加煤油选钼、铜采用石灰抑制后用TL-1捕收剂选铜、铋采用硫酸铝活化后用乙硫氮选铋,可大幅度提高钼、铜和铋的回收率,其闭路试验指标为：钼精矿含Mo 50.16%、回收率94.48%,铜精矿含Cu 20.49%、回收率90.08%,铋精矿含Bi 20.29%、回收率59.59%。该工艺可实现钨矿伴生硫化矿钼铜铋的高效分离,提高硫化矿资源综合利用率。     

某氧化铅锌矿浮选工艺试验研究

根据某氧化铅锌矿石的特性 ,提出采用Na2 CO3调浆 ,先硫化浮铅 ,然后不脱泥直接采用胺类组合捕收剂ZP -0 5作氧化锌矿捕收剂进行浮选的工艺流程 ,可获得含铅 40 .42 %、含锌 16.2 8%、回收率 3 2 .69%的铅精矿 ,含锌 40 .73 %、含铅 1.61%、回收率 78.91%的锌精矿。     

从复杂硫化矿的浮选精矿中回收高品位精矿

将复杂硫化矿的浮选精矿放在酸性条件下,用捕收剂进行浮选,浮矿是硫化矿物,沉矿即是脉石及硫化铁矿物,浮选会使硫化矿物与脉石有效分开。     

硫化钠在铜铅混合浮选中的应用及其作用机理研究

铜铅混合浮选中,加入Na2S能够降低矿浆中Cu2+和Pb2+的浓度,防止闪锌矿被这两种金属离子活化,从而使闪锌矿得到较好抑制。针对某复杂铜铅锌多金属矿,以混合黄药为捕收剂,Na2S+Na2SO3+ZnSO4为组合抑制剂,经一次粗选、一次精选和一次扫选的开路试验,获得铜品位为11.21%、铜回收率为87.40%、铅品位为44.09%、铅回收率为79.38%、锌品位为2.08%的铜铅混合精矿。     

提高氧化钼矿技术指标的选矿试验研究

某钼矿为硫化钼和氧化钼混合矿石,矿石氧化率高达68．5％。研究表明,以水玻璃为矿泥分散剂、煤油为捕收剂浮选硫化矿,以改性水玻璃为脉石抑制剂、RT为氧化钼矿捕收剂优先浮选硫化矿再浮氧化矿,可从含M00．34％原矿中,获得品位46．41％的硫化钼精矿,品位27．65％的氧化钼精矿;钼总回收率78．01％。     

矿物浮选分离硫化铜及硫化锌研究进展

为满足矿物高效浮选需要,针对矿物浮选中硫化铜、硫化锌的分离问题进行了研究.在分析铜、锌矿石基本特征的基础上,研究了铜锌矿物优先浮选、铜锌混合浮选—混合精矿分离2种工艺,并探究了选择性捕收剂、抑锌浮铜及抑铜浮锌药剂的应用情况,发现黄铜矿本身具有良好的可浮性,在酸性条件下闪锌矿的可浮性也较为突出.研究提出:在矿物浮选分离硫...     

广西铜铅锌复杂多金属矿浮选分离试验

广西铜铅锌矿为典型复杂难选多金属硫化矿,黄铜矿与闪锌矿互相包裹、交代共生,在浮选分离时难以获得合格的铜精矿产品。经试验研究,采用“抑锌—浮选铜铅—铜铅分离—铜铅混合浮选尾矿选锌”工艺,以氧化钙、硫酸锌配合实验室新制的锌抑制剂CZ-002抑制闪锌矿和硫化铁矿物,实验室新合成捕收剂CY-2A浮选铜铅。最终闭路试验获得铜精矿铜品位22.48%、回收率70.11%;铅精矿铅品位57.39%、回收率84.84%;锌精矿锌品位51.93%、回收率88.42%。试验指标较好,实现了铜铅锌多金属的有效分离。     

某低品位铜铅锌硫化矿浮选分离试验研究

针对某低品位铜铅锌硫化矿,采用铜铅顺序优先浮选-锌硫混合浮选再分离工艺进行了浮选分离试验研究。选用高效选择性铜捕收剂BK916和铅捕收剂BK906进行了铜铅顺序优先浮选试验研究,并在锌硫分离试验研究中,利用环保型抑制剂BD和石灰的组合作用,有效抑制了锌硫混合精矿中的黄铁矿,获得了铜品位20.68%、铜回收率72.98%的铜精矿,铅品位61.38%、铅回收率73.57%的铅精矿,锌品位46.31%,锌回收率73.17%的锌精矿和硫品位48.54%的硫精矿。     

萤石型稀土矿稀土萤石绿色同步回收技术研究

萤石型稀土矿浮选通常采用抑制剂抑制萤石及其它脉石矿物,羟肟酸类捕收剂优先浮选稀土矿物,浮选得到的稀土精矿再磁选提纯得到最终稀土精矿,再从稀土浮选尾矿中回收萤石工艺流程,该工艺和药剂虽然高效回收了萤石型稀土矿中的稀土矿物,但肟类捕收剂有一定毒性,且在优先浮选稀土作业萤石有用矿物的可浮性被强烈抑制,不利于萤石的再次浮选回收。因此,本文采用无毒药剂及稀土萤石同步浮选-稀土萤石混合精矿分离工艺技术,针对复杂难选萤石型稀土矿进行选矿试验研究,选矿原则工艺流程为：原矿磨矿-浮硫除杂-浮硫尾矿稀土萤石同步浮选-稀土萤石混合精矿浮磁分离。由于稀土萤石混合精矿分离浮选作业消除了稀土萤石混合精矿中不同矿物颗粒与捕收剂作用后形成无选择性杂凝聚团对磁选作业的不利影响,明显提高稀土精矿指标。对REO品位1.51%,CaF2品位16.13%的萤石型稀土矿原矿,磨矿细度-0.074 mm 含量占85%,采用预先浮硫,浮硫尾矿一次稀土萤石同步浮选粗选、六次稀土萤石同步浮选精选、稀土萤石混合精矿四次浮选分离和两次磁选分离工艺流程,闭路试验获得稀土精矿REO品位53.81%,REO回收率52.56%,萤石精矿CaF2品位92.03%,CaF2回收率67.77%,实现了萤石型稀土矿中稀土和萤石的绿色同步回收,也为稀土萤石混合精矿的分离提纯提供了一种可借鉴的方法。     

赞比亚谦比希西矿体铜矿优先浮选试验研究

赞比亚谦比希西矿体铜矿矿物种类多,Cu、Fe、S和Al2O3含量分别为1.69%、3.94%、1.61%和14.70%,属高铝复杂难选铜矿。为给该矿石浮选工艺确定提供依据,对西矿体矿石进行了浮选工艺研究。试验确定采用先选硫化铜矿再选氧化铜矿的优先浮选工艺流程。以水玻璃为矿浆分散剂、氧化钙为抑制剂、丁基黄药为捕收剂、2#油为起泡剂,进行硫化铜浮选,硫化铜浮选尾矿以硫化钠为活化剂、丁胺黑药+丁基黄药为混合捕收剂,进行氧化铜浮选,硫化铜与氧化铜浮选粗精矿混合后经3次精选,闭路试验可获得铜品位22.75%、铜回收率71.89%的浮选铜精矿,以及铜品位0.49%的浮选尾矿。     

SXF-SAF法处理某高泥氧化铅锌矿试验研究

根据四川某高泥氧化铅锌矿中铅、锌氧化率高,且白铅矿、菱锌矿、褐(针)铁矿密切共生的特点,采用硫化-黄药浮选法(SXF)+硫化-胺浮选法(SAF)对铅、锌进行回收。结果表明,浮铅阶段使用水玻璃和腐殖酸钠组合药剂作为矿浆调整剂,可有效地抑制矿泥对浮选的影响;采用先硫后氧原则并使用异丁黄作为浮铅阶段捕收剂,半闭路试验获得铅精矿中铅品位与回收率分别为66. 10%、88. 29%;浮锌阶段采用十二胺作为捕收剂、硫化钠作为硫化剂、ZnSO4作为调整剂,半闭路试验获得锌精矿中锌品位与回收率分别为19. 41%、87. 09%。     

某铜铅锌多金属硫化矿浮选试验研究

云南某铜铅锌多金属硫化矿铜品位0.45%、铅品位3.18%、锌品位4.21%,含银30.10 g/t,有用矿物以黄铜矿、闪锌矿、方铅矿等为主。黄铜矿与闪锌矿相互交代连生或混染包裹,铜、锌矿物粒度粗细不均。85.11%的铜以原生硫化铜的形式存在,铅、锌也均主要赋存于硫化矿中。浮选试验结果表明,在磨矿细度-0.074 mm 80%的条件下,以CaO+Na2S+Na₂SO₃+ZnSO₄作调整剂、异丙基黄药作捕收剂、730A作起泡剂,1粗3精2扫铜铅混合闭路浮选可获得产率650%,铜品位5,20%、铅品位43.64%,铜回收率75.11% 、铅回收率93.00%的铜铅混合精矿;铜铅混合尾矿以CuSO₄作活化剂、丁基黄药作捕收剂经1粗2精2扫闭路流程选锌可获得产率7.60%、品位46.94%、回收率85.76%的锌精矿;铜铅混合精矿经1粗1精分离浮选可获得品位42.23%、回收率8638%的铅精矿和品位27.65%、回收率61.88%的铜精矿;铜、铅、锌精矿指标均达到相应的产品质量标准,并综合回收了银。试验结果可为该矿石的开发利用提供技术参考。     

云南某氧化铜矿的浮选试验研究

针对云南某氧化铜矿进行了一系列的浮选试验研究。结果表明,采用碳酸钠调整pH值,Na2S硫化,丁黄药作捕收剂,2#油作起泡剂。经过一次粗选、两次扫选的浮选流程,可获得铜精矿品位25.16%,回收率78.08%的浮选指标,比选厂药剂制度简单,且提高了精矿品位和回收率。