磨矿介质材质与捕收剂添加方式对某铜镍硫化矿浮选的影响

通过磨矿和浮选试验研究了低碳钢和不锈钢两种磨矿介质与捕收剂添加方式对某铜镍硫化矿（Nkomati矿）浮选的影响。试验研究使用实验室用圆筒形棒磨机和机械搅拌式挂槽浮选机完成,通过浮选水回收率、精矿产率和有用矿物回收率分析了磨矿介质和捕收剂添加方式对铜镍硫化物浮选行为的影响。研究中对矿浆pH值、氧化还原电位（Eh）和溶解氧（Do）等溶液化学性质进行了测定,以考察磨矿介质及捕收剂添加方式对溶液化学性质的影响。磨矿介质对Nkomati矿的矿浆溶液化学性质和浮选行为具有显著影响,经低碳钢磨矿后,具有较高的铜、镍和磁黄铁矿回收率,EDTA可浸出铁的含量更高,Do值更低。不同磨矿介质磨矿条件下,捕收剂添加方式对铜镍矿浮选的影响规律不同,低碳钢磨矿时,捕收剂添加在浮选槽中的铜回收率较高;不锈钢磨矿时,捕收剂添加在磨机中的铜和镍的回收率较高。     

某羟硅铍石矿石选冶试验研究

某羟硅铍石矿石Be O品位为0.099%,铍主要以羟硅铍石的形式存在,嵌布粒度细,脉石矿物以绢云母、白云母为主。为回收利用其中的铍,采用浮选—湿法冶金浸出工艺流程对其进行选冶试验研究。在浮选条件试验确定的最佳磨矿细度为-0.045 mm占80%,活化剂氟化钠+六偏磷酸钠、捕收剂油酸+ZF1在最佳用量下,固定矿浆温度为30℃,进行1粗4精1扫浮选闭路试验,可获得Be O品位为2.40%、回收率80.37%的铍精矿;以浮选铍精矿进行湿法冶金浸出试验,在硫酸用量300 kg/t、ZX2用量160 g/t,常温浸出4 h,浸出率为96.21%,最终萃取-反萃取的平均萃取率为98.73%、反萃取率为98.12%,可获得合格的氢氧化铍产品。该羟硅铍石矿石铍的浮选富集和湿法冶金提铍结果可为该矿石的开发利用提供技术依据。     

从黄铜溶渣中湿法回收有价金属

埃及用湿法冶金法成功地从黄铜溶渣中回收了有价金属Cu、Zn和Pb。该法利用H2O2氧化这些金属，使之溶于酸性或碱性浸出剂。研究了影响回收率的参数如化学配比、固态黄铜与浸出剂之比、温度、时间和pH。     

铅矾浮选:从锌浸出渣中回收铅的研究

用浮选法从锌浸出渣中回收铅对锌冶炼厂是有很大意义的。在我们的第一阶段研究中，研究了铅矾的可浮性和表面特性。在微量浮选试验中，研究了天然的铅矾和硫化过的铅矾同戊基钾黄药、Aerofloat和Aerophine捕收剂相互作用与捕收剂浓度、硫化钠浓度和pH之间的关系。pH、捕收剂和硫化程度影响铅的浮选回收率。硫化使捕收剂用量降到不硫化时的1／8。在第二阶段研究中，用分批浮选试验研究了用浮选法从锌浸出渣中回收铅的过程。在硫化前用水清洗浸出渣，以除去其中的可溶的组分。在低pH时，除去的锌的量最多。研究了以下不同参数对硫化过程的影响：硫化钠浓度、戊基钾黄药浓度、硅酸钠浓度和pH。硫化钠浓度对铅回收率的影响很大。硫化浸出渣所需要的硫化钠用量为硫化纯铅矾用量的3倍。浸出渣脱泥和粗精矿再精选可以提高精矿铅品位。     

十二胺体系中不同磨矿方式对石英可浮性的影响

立式辊磨机是一种集中碎、粉磨、快速烘干、高效选粉等工序为一体的高效设备。本文研究了立式辊磨、干式球磨和湿式球磨三种磨矿方式下石英的表面特性,并考察了十二胺体系下,不同矿浆pH值、捕收剂和调整剂用量下,三种磨矿方式对石英可浮性的影响。结果表明,不同的浮选条件下,立式辊磨机石英样品的回收率基本都高于球磨干式磨矿和球磨湿式磨矿。较优的浮选工艺参数为矿浆pH值8.5,捕收剂十二胺用量为100mg/L,不添加六偏磷酸钠和水玻璃,金属阳离子CaCl2浓度100mg/L。立式辊磨机石英样品较高的表面粗糙度和比表面积提升了浮选过程中十二胺的吸附能力,从而提升石英的回收率。     

氮气环境下磨矿介质对磁黄铁矿浮选的影响

研究了氮气磨矿环境下不同的磨矿介质（钢罐瓷球、铁罐铁球）对磁黄铁矿浮选的影响。结果显示,不论其它条件如何变化,采用钢罐瓷球体系磨矿的矿浆电位和浮选回收率总是整体上比铁罐铁球体系高;磨矿时间长短在两个体系中都对磁黄铁矿浮选行为影响较小;矿浆pH值的变化对矿物可浮性影响较大,两个体系下均是在碱性越强的矿浆中磁黄铁矿的回收率越低,矿浆电位值也随着矿浆pH值增大而降低;当矿浆pH值为6．82时,捕收剂用量的变化在两个体系中对磁黄铁矿浮选效果的影响不大;另外,在两个体系下都表现为捕收剂加在浮选槽中比加在磨机中时磁黄铁矿的浮选效果要好。     

载体浮选回收某锌浸出渣中的银

为使内蒙古某湿法炼锌厂锌浸出渣中的银得到回收,对该锌浸出渣进行了浮选试验。试验结果表明,由于银矿物主要以微细粒分布在锌浸出渣中,导致常规浮选回收率低下,而采用载体浮选工艺可显著改善浮银效果：以粒度为-0.037 mm的有机物AC-0为载体、石灰为pH调整剂、硫化钠为活化剂、丁铵黑药和乙硫氨酯为捕收剂,通过1粗1精1扫闭路载体浮选流程,可获得银品位为8 670 g/t、银回收率为61.67%的银精矿。     

Recovering Silver from Zinc Leaching Residue with Carder Flotation

为使内蒙古某湿法炼锌厂锌浸出渣中的银得到回收,对该锌浸出渣进行了浮选试验.试验结果表明,由于银矿物主要以微细粒分布在锌浸出渣中,导致常规浮选回收率低下,而采用载体浮选工艺可显著改善浮银效果:以粒度为-0.037 mm的有机物AC -0为载体、石灰为pH调整剂、硫化钠为活化剂、丁铵黑药和乙硫氨酯为捕收剂,通过1粗1精1扫闭路载体浮选流程,可获得银品位为8 670 g/t、银回收率为61.67％的银精矿.     

萃余酸在磷矿浮选中的应用

为了清洁高效利用湿法磷酸生产得到的萃余酸,创新性地提出将其应用于磷矿浮选过程。在磨矿细度、捕收剂用量、pH几乎不变条件下,萃余酸全部取代硫酸的闭路浮选后,获得P2O5品位为29.73%、MgO品位为0.78%,P2O5回收率为88.55%的浮选精矿。用萃余酸作为磷矿反浮选pH调整剂,用量远低于硫酸,为磷矿企业萃余酸循环利用提供了新思路。     

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。     

比特利斯蓝晶石矿石的浮选行为

研究了应用不同捕收剂时蓝晶石的可浮性。用蓝晶石纯矿物进行了微量浮选试验，用蓝晶石矿石进行了小型浮选试验。测定了纯蓝晶石表面电荷，结果发现，蓝晶石的等电点为pH5，9。在pH高于等电点时，矿物表面荷负电，可用胺类捕收荆浮选蓝晶石。相反地，在酸性pH范围，蓝晶石表面荷正电，用烷基硫酸盐捕收剂(十二烷基硫酸钠)浮选蓝晶石比较有效。在中性和弱碱性pH范围用油酸盐可以浮选蓝晶石。用烷基磺酸盐捕收剂(AERO系列捕收剂)可以获得含58％～60％Al2O3，回收率为80％～85％的可销售的蓝晶石精矿。试验发现，在用油酸盐捕收剂时，抑制剂对脉石矿物没有效。并且，还发现矿泥对蓝晶石没有负面影响。但是，与瓷球磨机磨矿相比，钢球磨机磨矿降低了蓝晶石的浮选回收率。     

复杂硫化矿石的优先浮选特别是关于比表面积、氧化还原电位和氧含量的相互影响

对三个高含黄铁矿的复杂铜-铅-锌矿样进行了各种试验室浮选试验,以探讨金属含量-金属回收率与诸如磨矿细度(比表面积)、pH值,浮选矿浆中的氧含量和氧化还原电位等影响浮选的参数之间的相互关系。试验表明,在最初浮选阶段之前(特别对于铜浮选),氧化还原电位的最佳调节可显著改善其选择性,氧化还原电位本身则取决于矿物粒度、pH值和调整剂。在工业应用中,通过改变磨矿条件可以减少矿泥的形成;通过测定和控制氧化还原电位可改善浮选动力学。     

粗粒浮选闭路磨矿回路的模型及数字模拟

用浮选法回收复杂硫化矿石中的矿物时,一般是高密度矿物的冶金回收率比低密度矿物低。例如,在Ag—Pb—zn一脉石系中,细粒的银和铅矿化物的回收率很低。当这些矿石的磨矿在以旋流器为分级设备的闭路流程中进行时,情况更是如此。当矿物粗粒嵌布时,由于旋流器的作用,大密度的矿物会产生过磨。循环负荷通常很大,导致重矿物过磨。本文提出了一种分析一般磨矿流程的方法,该法也适用于改进的流程,流程的改进是把一排单元浮选槽引入磨矿回路,目的是浮出一种或几种矿物。文中提出的方法,利用磨矿—分级—浮选的动力学模型。计算了分级和浮选过程的冶金回收率。还计算了过程的其它参数,并与模拟普通磨矿流程所得的数据作了比较。按迭代算法建立了数字模拟程序,为了模拟能再现工业生产的实际情况,程序中把磨矿、分级和浮选的模型组合起来。     

氧化锌精矿浸出液中脂肪酸有机物脱除的试验研究

氧化锌矿物的常用捕收剂为有机胺或脂肪酸,浮选过程中捕收剂吸附在矿物表面进入精矿。氧化锌精矿湿法浸出过程中,矿物表面的捕收剂随浸出过程进入浸出液中,严重影响氧化锌浸出液的电积过程。为了消除浮选过程捕收剂等有机物对氧化锌浸出液电积过程的影响,考察了活性炭吸附法、混凝—沉降法以及气浮法3种方法对脱除浸出液中的有机杂质的影响,并对这3种方法的除杂效果进行了对比。试验结果表明,3种方法中气浮法效果最好,气浮法净化浸出液可使油酸钠脱除率达81.76%,Zn2+保留率高达96.25%,达到最佳除杂效果。     

矿物无捕收剂浮选的可行性及条件的理论分析

本文对选矿厂实现硫化矿物无捕收剂浮选的可行性及必要条件进行了理论分析.结果表明,在特定的条件下,无捕收剂浮选工艺不仅可回收具有天然可浮性的矿物,而且可回收不具有天然可浮性的硫化矿物.无捕收剂浮选硫化矿物的最佳pH值可以根据氧化产物的零点电的电位值或硫化物表面质子化-去质子化的pH值来确定;不同硫化矿物的初始氧化电位不同,表明无捕收剂优先浮选原则上是可行的;为了防止可溶盐离子引起硫化物的活化或相互活化,可以在磨矿和浮选过程中保持所需的矿浆电位Eh值和pH值;所需的矿浆电位Eh值的调节和维持可以通过向矿浆中鼓入不同气体、加入还原剂或氧化剂、安装矿物电化学装置等途径来实现.     

白云母与石英的浮选分离行为

预分选—湿法提取是石煤提钒工艺最具潜力的发展方向。石煤中的钒主要存在于白云母中，预分选主要是采用浮选方法分离石煤中含钒白云母与石英等脉石矿物。为此，分别以十二胺、十八胺、LU-1、LU-3为阳离子捕收剂考察其对白云母、石英的浮选效果。结果表明：捕收剂浓度对白云母浮选有较大影响，但对石英无明显影响；在酸性条件下，十二胺、十八胺和LU-1对白云母有良好捕收作用，其中十二胺的捕收效果最好；在弱碱性条件下，LU-3对石英的捕收效果良好。石煤提钒预分选中可在酸性条件以十二胺为捕收剂浮选白云母或碱性条件下以LU-3为捕收剂浮选石英，分离白云母和石英，以提高钒入浸品位，并减少进入浸出工序物料量，从而降低浸出剂消耗。这有利于降低成本，提高钒回收率。     

白云母与石英的浮选分离行为

预分选-湿法提取是石煤提钒工艺最具潜力的发展方向。石煤中的钒主要存在于白云母中，预分选主要是采用浮选方法分离石煤中含钒白云母与石英等脉石矿物。为此，分别以十二胺、十八胺、LU-1、LU-3为阳离子捕收剂考察其对白云母、石英的浮选效果。结果表明：捕收剂浓度对白云母浮选有较大影响，但对石英无明显影响；在酸性条件下，十二胺、十八胺和LU-1对白云母有良好捕收作用，其中十二胺的捕收效果最好；在弱碱性条件下，LU-3对石英的捕收效果良好。石煤提钒预分选中可在酸性条件以十二胺为捕收剂浮选白云母或碱性条件下以LU-3为捕收剂浮选石英，分离白云母和石英，以提高钒入浸品位，并减少进入浸出工序物料量，从而降低浸出剂消耗。这有利于降低成本，提高钒回收率。     

国外某低品位氧化矿浮选-氰化法回收金的试验研究

为提高国外某低品位氧化矿中金的回收率,本文采用浮选-氰化工艺流程：在原矿磨矿细度-74 μm占74.65%,pH=9.0,调整剂氧化钙用量1000g/t、活化剂硫酸铜用量200g/t、捕收剂丁铵黑药60g/t、丁基黄药用量120g/t、起泡剂松醇油用量60g/t时,采用1粗2精2扫闭路试验流程,获得金品位24.30g/t,金回收率72.17%。进一步对浮选尾矿氰化浸出,金浸出率可达92.31%。     

三种阴离子捕收剂对彩钼铅矿的捕收性能及可选性研究

以油酸钠(SODI)、苯甲羟肟酸(BHA)、十二烷基磺酸钠(SDS)三种阴离子捕收剂对彩钼铅矿表面的吸附为研究对象,首先考察了矿浆pH值和捕收剂用量对彩钼铅矿浮选行为的影响,并进行了吸附量测定以及采用红外光谱分析手段判定了药剂在矿物表面的吸附形态,最后为了验证上述研究在实际矿石浮选中的适用性,进行了实际矿石浮选试验。研究结果表明,在各自适宜的矿浆pH值范围内,三种捕收剂在彩钼铅矿表面的饱和吸附量排序为油酸钠>十二烷基磺酸钠>苯甲羟肟酸,且油酸钠在矿物表面物理吸附与化学吸附形式共存。针对实际矿石,采用油酸钠作捕收剂,浮选获得了钼品位17.25%、钼回收率86.32%的钼粗精矿,可为后续钼湿法浸出工艺提供品质更好的原材料,并大幅降低尾矿直接浸出钼工艺流程的生产成本。     

新型捕收剂CL-07+CJ常温浮选某中低品位磷矿石

滇池周边拥有巨量的中低品位磷矿资源,为了高效开发这些资源,并解决磷矿石浮选常规捕收剂常温下分散性和溶解性差的问题,用昆明冶金研究院研制的新型常温捕收剂CL-07+CJ,对滇池附近某磷矿石进行了选矿试验。结果表明,该矿石在磨矿细度为-200目占60.4%,浮选温度为15 ℃,脉石矿物抑制剂Na2SiO3粗选用量为2.0 kg/t,矿浆pH调整剂NaOH粗选用量为0.8 kg/t,磷矿物捕收剂CL-07+CJ粗选用量为0.4+0.14 kg/t情况下,采用1粗2精1扫、中矿顺序返回流程浮选,可获得P2O5品位为34.60%、P2O5回收率为94.10%的磷精矿。