原生矿泥对云南某高铁泥化氧化锌矿浮选的影响

对云南某高铁泥化氧化锌矿进行了原生矿泥脱泥-硫化胺法浮选工艺和全粒级硫化胺法浮选工艺对比试验研究,结果表明,原生矿泥对该高铁泥化氧化锌矿的负面影响远大于次生矿泥,通过MLA研究了原生矿泥与次生矿泥的矿物组分差异,发现原生矿泥中的粘土矿物和铁铅硬锰矿对氧化锌矿物浮选药剂的竞争吸附可能是造成该氧化锌矿全粒级浮选条件恶化的主要原因。     

硫化-胺盐浮选体系中矿泥对泡沫稳定性的影响

矿泥和过稳定泡沫一直是困扰氧化锌矿硫化-铵盐浮选过程的难题。在硫化-胺盐浮选体系中开展了气-液两相和气-液-固三相的泡沫稳定性试验,选取石英、方解石和褐铁矿作为典型矿泥,考察了十二胺用量、硫化钠用量、pH值、矿泥种类和粒度对泡沫稳定性的影响,分析了矿泥对泡沫稳定性影响的内在机理。结果表明:随着十二胺用量的增大,最大泡沫高度和半衰期逐渐增大,泡沫稳定性逐渐增强;随着硫化钠用量的增大,最大泡沫高度和半衰期先增大后减小,泡沫稳定性先增强后变差;相同条件下三相泡沫的最大高度和半衰期明显大于两相泡沫,矿泥对泡沫稳定性具有显著的强化作用,而且这种强化作用随着矿泥的粒度减小而逐渐增强,不同种类矿泥对泡沫稳定性增强作用大小关系为褐铁矿方解石石英。     

异极矿氧化锌矿石浮选试验研究

针对云南某地氧化锌矿石褐铁矿含量高、氧化锌以异极矿为主的特点,考察了脱泥条件、硫化钠用量、分散剂种类和用量以及胺种类和用量对异极矿浮选指标的影响。试验结果表明预先脱泥能够有效改善氧化锌矿石浮选指标。在预先脱除-11 μm矿泥、六偏磷酸钠1.67 kg/t、十八伯胺1.43 kg/t、硫化钠14.28 kg/t的条件下,异极矿氧化锌的浮选作业回收率可以达到89.15%,对原矿的总回收率达到64.28%,锌精矿品位达28.72%。     

氧化锌矿石选矿研究现状及发展趋势

主要介绍了氧化锌的硫化-胺法浮选、硫化-黄药浮选及其他选矿方法的工艺现状,并从硫化方式和强化硫化过程等角度阐述了氧化锌选矿研究的发展。同时,提出了氧化锌矿泥砂分离-胺黄联合浮选的新工艺,即氧化锌矿预先分级,得到砂矿(粗粒级)和矿泥(细粒级),砂矿采用硫化-胺法浮选,而矿泥采用氯氨催化硫化-黄药浮选。这一新工艺将可能为克服硫化-胺法浮选中不可跨越的矿泥障碍提供新途径。因此,开展微细粒级氧化锌矿物强化硫化-黄药浮选机理研究,对于我国难处理氧化锌矿石资源的高效开发利用具有十分重要的意义。     

异极矿氧化锌矿石浮选试验研究

针对云南某地氧化锌矿石褐铁矿含量高、氧化锌以异极矿为主的特点,考察了脱泥条件、硫化钠用量、分散剂种类和用量以及胺种类和用量对异极矿浮选指标的影响。试验结果表明,预先脱泥能够有效改善氧化锌矿石浮选指标。在预先脱除-11μm矿泥,六偏磷酸钠1.67 kg/t,十八胺1.43 kg/t,硫化钠14.28 kg/t的条件下,异极矿氧化锌的浮选回收率可以达到89.15%,对原矿的总回收率达到64.28%,锌精矿品位达28.72%。     

高黏土钾矿石浮选脱泥工艺的完善

研究了捕收剂胺的羟乙基化程度对钾矿石浮选脱泥效率和选择性的影响.实验室试验和工业试验结果表明,采用羟乙基化胺可以提高矿泥产品中不溶杂质的回收率,提高矿泥浮选的选择性和浮选速度.采用羟乙基化胺作为捕收剂,可以为БКΠРУ-2浮选厂制定新的高效从钾矿石中脱除矿泥的工艺流程.该流程在脱泥回路中消除了浮选泡沫产品返回,降低了钾盐浮选给矿中的不溶杂质的含量,提高了钾盐浮选指标.     

缅甸南邓溴水氧化锌矿浮选试验研究

针对缅甸南邓溴水氧化锌矿泥化严重,进行了脱泥后磨矿浮选和磨矿后脱泥浮选工艺的试验探讨。结果表明,脱泥后磨矿浮选锌回收率较直接磨矿后脱泥浮选高4.43%。在确定脱泥后磨矿浮选工艺的情况下,考察了磨矿细度、硫化钠用量、十八胺用量、分散剂种类与用量以及硫化时间对该氧化锌矿石浮选指标的影响。试验研究表明,采用硅酸钠作为分散剂优于六偏磷酸钠,硫化时间为180s时,硫化效果最佳,最终获得回收率为66.62%、品位29.35%的锌精矿。     

低品位块状氧化锌的浮选试验研究

采用硫化胺法对块状低品位氧化锌矿进行了浮选试验研究，分别考察了磨矿细度、硫化钠用量、六偏磷酸钠和十八胺用量等因素对氧化浮选指标的影响。试验室试验和工业试验结果表明采用硫化胺法能够有效实现块状低品位氧化锌的浮选，在原矿锌品位为5．5％条件下，精矿锌品位达到39．66％，浮选回收率达到85．59％。     

SXF-SAF法处理某高泥氧化铅锌矿的试验研究

根据四川某高泥氧化铅锌矿中铅、锌的氧化率高,且白铅矿、菱锌矿、褐(针)铁矿密切共生的特点,采用了硫化-黄药浮选法(SXF) 硫化-胺浮选法(SAF)对铅、锌进行回收,并取得了较好的指标。浮铅阶段使用了水玻璃和腐殖酸钠的组合药剂作为矿浆的调整剂,有效地抑制了矿泥对浮选的影响;采用先硫后氧原则并使用异丁黄作为捕收剂。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。半闭路试验可获得铅精矿中铅品位与回收率分别为66.10％、88.29%,锌精矿中锌品位与回收率分别为19.41％、87.09％的较好指标。     

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%。     

三乙醇胺对微细粒孔雀石的活化作用特性及机理研究

微细粒孔雀石的有效回收是氧化铜矿物浮选难题之一。通过浮选试验及各种表面测试,研究了三乙醇胺对微细粒孔雀石的活化作用特性及机理。结果表明,三乙醇胺是微细粒孔雀石的有效活化剂,对孔雀石的硫化具有明显的促进作用,能有效提高孔雀石的浮选回收率,降低硫化剂硫化钠的消耗量。三乙醇胺在孔雀石表面与铜离子的螯合作用及对矿物表面的微弱溶解作用,提高了孔雀石的表面活性,强化了黄药和硫化钠在孔雀石表面的化学吸附,使黄药易于形成较为紧密的多层吸附。但三乙醇胺并不改变硫化钠和黄药在孔雀石表面的化学吸附特性。     

含铀铅锌多金属硫化矿的无氰浮选工艺研究

本文介绍了含铀铅锌矿的矿石特性,叙述了无氰浮选工艺试验结果。研究表明,采用先选铅、锌,后选铀的优先浮选流程,技术可行、经济合理。当原矿中含铅2.86％、锌2.47％、铀0.019％时,可获得含铅65.13％、锌4.51％的铅精矿,含锌52.0％、铅1.22％的锌精矿,含铀0.028％的铀精矿。铅精矿、锌精矿和铀精矿的回收率分别为94.87％、87.61％和66.13％。文中还结合试验结果对浮选过程中有关亚硫酸钠的影响、硫化钠的作用及丁基铵黑药(二丁基二硫代磷酸铵)选浮法工艺的实质作了讨论。     

无捕收剂浮选的电化学及量子化学研究

本文给出了有无硫化钠存在时。黄铜矿和黄铁矿的无捕收剂浮进行为。研究表明,黄铜矿自诱导浮选良好,有较宽的电位和pH范围;弱酸性和碱性介质中,黄铁矿自诱导浮选较差,没有电位范围。硫化钠的添加,明显促进了黄铁矿的无捕收剂浮选,黄铁矿有良好的硫化钠诱导浮选。对天然矿石验证试验表明,自诱导浮选技术能够有效分离黄铜矿和黄铁矿。通过HS~-离子吸附量的测定,矿物表面中性硫量提取分析、电化学测试和量子化学计算,较详细研究了黄铜矿和黄铁矿无捕收剂浮选的机理,矿物表面中性硫是主要疏水体。     

钾矿反浮选脱泥技术初探

为了脱除钾混盐中的黏土矿泥,对反浮选脱泥工艺进行了初步探索,考察了浮选药剂和擦洗对脱泥效果的影响。研究结果表明,原矿经过两次擦洗,采用10 g/t的高分子聚合物X2和2.5 g/t的含乙氧基的脂肪胺C2,矿泥的脱除率可达到68.56%。     

硫化矿尾矿水对黄铁矿浮选性能的影响

针对会泽铅锌矿硫化矿尾矿水对黄铁矿浮选性能的影响,分别采用丁黄药和乙硫氮做捕收剂,研究在尾矿水和去离子水中黄铁矿的可浮性。在去离子水中以丁黄药和乙硫氮做捕收剂的条件下,分别加入硫酸锌、硫酸铜和水玻璃作为调整剂,研究对黄铁矿浮游性的影响。结果表明;尾矿水中某些成分对黄铁矿的可浮性有强烈的抑制作用,该尾矿水直接回用会对黄铁矿的浮选产生不利影响。丁黄药和乙硫氮对黄铁矿都有很好的捕收能力,硫酸锌、硫酸铜和水玻璃3种调整剂在不同捕收剂条件下对黄铁矿浮游性的影响不同。     

六偏磷酸钠在镍黄铁矿/蛇纹石浮选体系的作用研究

通过矿物浮选试验、动电位测试及Zeta电位分布、扫描电镜观测等研究手段,考察了六偏磷酸钠在蛇纹石/镍黄铁矿浮选分离体系中的作用,分析了六偏磷酸钠对矿物颗粒间的分散作用机理.结果表明,在镍黄铁矿/蛇纹石浮选体系中,蛇纹石的存在降低了镍黄铁矿的回收率,而加入六偏磷酸钠使镍黄铁矿的浮选环境得到改善,回收率上升.机理研究表明:...     

云南水源地区某氧化铜矿石选矿试验

云南水源某铜矿石铜品位为0.88%,56.6%的铜以硫化铜形式存在,43.4%的铜以氧化铜形式存在。矿石矿物组成复杂、泥化现象严重。为给该铜矿石的合理开发利用提供参考,进行了先浮选硫化铜矿物再浮选氧化铜矿物的工艺流程试验。结果表明,在磨矿细度为-200目占80%条件下,以CaO(加入磨机中)和水玻璃为抑制剂、丁黄药为捕收剂经1粗2精硫化铜浮选,硫化铜浮选尾矿经水力旋流器脱泥后,沉砂以硫化钠为活化剂、羟肟酸钠+丁黄药为捕收剂经1粗2精2扫氧化铜浮选,获得的混合铜精矿铜品位为20.13%、回收率为72.81%。氧化铜浮选前经水力旋流器脱泥减轻了矿泥在矿浆中的循环、积累现象,使精矿由四级品提高到三级品,具有较好的经济效益。     

硫酸亚铁和氰化钠在铅锌硫化矿分离中的作用

为了用重选法回收锡石,大厂锡矿需先用粗粒优先浮出硫化矿石,但分选比较困难。本研究采用硫酸亚铁与氰化钠作为铁闪锌矿的组合抑制剂,适宜的药剂条件抑制活性黄铁矿。优先分离出了脆性硫锑铅矿,研究了该组合抑制剂的作用机理。     

Iron ore slimes flotation

This investigation addressed the processing of ultrafine tailings (slimes) from an iron ore concentrator via reverse cationic flotation to produce pellet feed fines, despite the traditional view that ultrafine particles do not float.Following size analyses, chemical and mineralogical characterisation, desliming and flotation tests were performed aiming at verifying the flotation behaviour of the slimes. Different dosages of collector and depressant were used.The promising results of the laboratory scale tests led to carrying out pilot scale tests with the currently produced slimes, and the slimes that will be generated in the future, after the commissioning of the mining company’s expansion project.It was observed that a reverse cationic column flotation process, using high depressant dosage, was selective, yielding high grade concentrates with low impurity content at high levels of iron recovery, approximately 60% mass recovery and 80% metallic recovery in the flotation stage. Excellent valuable product grade (less than 1% silica) and reject product grade (approximately 12% iron) were achieved, resulting in high selectivity levels. The overall mass recovery reached 20%.     

某硫化铅锌矿的优先浮选分离工艺研究

选择性捕收剂乙硫氮对广西某硫化铅锌矿的优先浮选工艺有良好作用.优先浮铅时添加石灰、硫酸锌、乙硫氮;浮锌时添加石灰、硫酸铜、丁黄药.产出铅精矿Pb品位75.03％,Pb回收率94.50％;锌精矿Zn品位58.00％,Zn回收率92.30％.获得了良好的试验指标.