云南某铜铅锌硫化矿铜铅分离浮选试验研究

云南某铜铅锌矿硫化矿含铜0.60%, 铅2.43%, 锌5.10%, 在现场生产作业中采用“铜铅混浮, 铜铅分离, 尾矿选锌”的浮选工艺流程, 存在的问题是铜铅分离指标不理想, 铜铅精矿互含高。对该矿的铜铅混合精矿进行了铜铅分离浮选小型试验研究, 结果表明, 当混合精矿再磨到-0.074 mm粒级占80%, 以亚硫酸钠、水玻璃和CMC为组合抑制剂代替重铬酸钾抑制方铅矿, 以Z200代替乙黄药作为黄铜矿捕收剂, 进行了铜铅分离浮选, 获得了良好的分选指标, 铜精矿含铜23.30%, 含铅3.30%, 铅精矿含铅64.66%, 含铜0.50%, 实现了铜铅分离。     

云南某铅锌硫化矿石浮选试验

云南某铅锌硫化矿石铅品位为1.32%、锌品位为8.17%。矿石中铅主要赋存于方铅矿中,锌主要赋存于闪锌矿中,铅锌矿物共生关系密切,分离困难。为给该矿石的开发利用提供依据,进行了实验室浮选试验研究。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占74.60%条件下,以石灰为调整剂、水玻璃为脉石抑制剂、硫酸锌+亚硫酸钠为锌抑制剂、乙硫氮+丁胺黑药为捕收剂、松醇油为起泡剂,经1粗3精1扫选铅,选铅尾矿以硫酸铜为活化剂、丁基黄药为捕收剂、松醇油为起泡剂,经1粗3精1扫选锌,获得了铅精矿铅品位为54.25%、铅回收率为84.66%、锌品位为2.92%,锌精矿锌品位为48.32%、锌回收率为90.19%、铅品位为0.10%的指标。     

西藏某铜铅锌硫化矿浮选工艺研究

根据西藏某铜铅锌硫化矿矿石的性质, 分别研究了磨矿粒度、捕收剂及工艺流程对浮选的影响。在磨矿粒度为-0.074 mm占67.00%条件下, 以乙黄药和乙硫氮的混合物为捕收剂, 采用一粗一精两扫闭路浮选工艺流程, 获得混合精矿中铜、铅、锌的品位分别为13.81%、16.74%、22.41%, 回收率分别为95.47%、93.85%、94.04%。     

丰顺县某低品位铜铅锌硫化矿浮选工艺研究

对低品位铜铅锌矿的浮选工艺进行研究,确定铜铅混合优先浮选一铜铅分离一铜铅尾矿浮锌的部分混合浮选工艺流程及其最佳工艺条件。在原矿含铜0.10%、铅1.75%、锌1.75%的情况下,可获得含铜19.39%、铅5.24%、锌3.09%、铜回收率42.57%的铜精矿,含铜0.59%、铅55.78%、锌2.08%、铅回收率89.25%的铅精矿,含铜0.52%、铅1.57%、锌51.93%、锌回收率91.33%的锌精矿。为低品位资源的开发利用提供了范例。     

某铜铅锌硫化矿浮选分离试验研究

以云南某铜铅锌硫化矿为研究对象,采用铜-铅-锌全优先浮选工艺,通过原矿细磨和铅粗精矿选择性再磨强化矿物单体解离,充分利用组合抑制剂亚硫酸钠+硫酸锌的协调效应和选择性,捕收剂Z-200、乙硫氮及BK906的高选择性,在适宜工艺参数下,获得了铜品位22.78%、铜回收率83.28%、含铅3.01%、含锌4.23%的铜精矿,铅品位75.86%、铅回收率82.75%、含铜0.17%、含锌1.64%的铅精矿和锌品位51.87%、锌回收率93.16%、含铜0.24%、含铅0.31%的锌精矿。     

铜铅锌多金属混合精矿浮选分离试验研究

针对徐州某矿业公司经混合浮选-优先浮选流程得到的硫化铜铅锌混合精矿表面附着大量药剂、现场生产无法实现三者分离的问题,进行了浮选分离试验研究。采用脱药-铜铅混合浮选工艺,以硫化钠为脱药剂,然后以硫酸锌+亚硫酸钠作为组合抑制剂、Z-200+乙硫氮作为组合捕收剂,最终获得铜品位14.32%、铜回收率84.12%,铅品位25.36%、铅回收率69.55%,且锌含量7.86%的铜铅混合精矿以及锌品位52.29%、锌回收率95.85%的锌精矿。     

某铜铅锌多金属硫化矿选矿试验研究

对某富含金银等贵金属的复杂铜铅锌多金属硫化矿进行了选矿试验研究。以BK916作铜捕收剂、BK906作铅捕收剂,采用铜优先浮选-铅浮选-锌硫混合浮选-锌硫分离工艺回收主要有价元素,获得了铜精矿铜品位24.26%、回收率58.21%,铅精矿铅品位70.75%、铅回收率86.55%,锌精矿锌品位51.53%、锌回收率89.44%,硫精矿硫品位39.84%、回收率38.03%的良好选矿指标;铜、铅、锌、硫4种精矿产品中金总回收率92.16%、银总回收率89.44%。     

某难选铜铅锌多金属硫化矿浮选试验研究

针对某铜铅锌矿石共生关系密切和嵌布粒度细的特性,使用无毒无污染的选矿药剂,优先选铜、铅锌两步混合浮选工艺和粗铜精矿再磨再选的措施,成功地实现了铜铅锌分选问题,分别得到合格的铜精矿和铅锌混合精矿,同时使伴生金银得到有效回收,为类似难选铜铅锌多金属矿的开发利用提供了新的思路.     

新疆某低品位铜铅锌多金属硫化矿浮选分离试验研究

根据新疆某铜铅锌多金属硫化矿石性质特点,确定了铜铅锌顺序优先浮选的原则工艺流程。铜浮选通过T9与活性炭配合使用,有效吸附了回水中的剩余药剂和有害离子,消除了回水使用对浮选的不良影响,同时通过高效选择性捕收剂A5的使用,实现了铜铅的优先浮选分离,获得了较好的经济技术指标:铜精矿铜品位18.23%,含铅6.21%,含锌7.39%,铜回收率为71.30%,铜回收率得到较大幅度提高,铅、锌含量明显降低。该试验研究为低品位铜铅锌类型矿石资源的开发利用提供了技术依据。     

某铜铅锌多金属硫化矿电位调控浮选试验研究

某铜铅锌多金属硫化矿铜铅矿物嵌布粒度微细,分离难度大,锌矿物以铁闪锌矿为主,现场仅生产铅精矿和锌精矿且选别指标差。为此,针对矿石性质,采用铜铅混浮-铜铅分离-混浮尾矿抑硫浮锌电位调控浮选工艺,通过控制矿浆电位,混浮粗精矿再磨,选择高效捕收剂、活化剂、抑制剂等措施,使铜铅矿物与锌硫矿物、铜矿物与铅矿物、铁闪锌矿与磁黄铁矿得到了较好的分选。闭路试验获得含铜18．13％、铜回收率55．41％的铜精矿,含铅50．20％、铅回收率83．29％的铅精矿和含锌49．75％、锌回收率86．17％的锌精矿,与现场相比,不仅回收了铜矿物,而且铅、锌精矿质量与回收率都得到了大幅度提高。     

云南某低品位硫氧混合型铜矿浮选试验研究

云南某铜矿,铜品位仅0.47%,氧化率为23.02%;矿物组成虽简单,但对浮选有害的碱性脉石矿物含量较高;总体来看,该矿属低品位难选硫氧混合型铜矿。针对该矿的性质特点,对其进行了浮选试验研究,结果表明:在丁黄药 丁铵黑药(2:1)组合作为捕收剂、其用量150g/t,磨矿细度85%-200目,活化剂硫化钠用量500 g/t的条件下,采用“一粗-一扫-三精”浮选工艺,可获得较好的技术指标,最终铜精矿品位和回收率高达17.56%和90.80%,为低品位难选硫氧混合型铜矿资源的开发利用提供了有力的参考依据。      

云南迪庆铜铅锌硫化矿浮选分离研究

这是一篇矿物加工工程领域的论文。随着选矿技术的不断发展和对矿产资源重视程度的提高,对于尾矿综合利用的研究越来越多。采用化学多元素分析、SEM等技术对某钒钛磁铁矿选铁尾矿中的铜矿物进行表征,研究表明其中主要有价元素为铜,且主要以硫化铜形式存在。在选矿工艺研究方面,以河北某钒钛磁铁矿尾矿为研究对象,选用丁基黄药、A8及MK305对选铁尾矿中的铜进行浮选回收实验,通过单一捕收剂实验、组合捕收剂实验、捕收剂用量实验以及2^#油用量实验,确定在A8：MK305用量比为1∶1,粗选捕收剂用量为45 g/t,2^#油为7.5 g/t时,获得较佳的浮选技术指标。闭路实验结果表明,选铁尾矿经过一次粗选、一次扫选后,得到的粗精矿经再次磨矿至-0.074 mm含量大于85%,添加生石灰12 kg/t,经过一次粗选、三次精选、两次扫选,可以得到品位18.94%的铜精矿,回收率为60.88%,实现了选铁尾矿中金属铜的回收利用。     

新型混合捕收剂在细粒锡石浮选的试验研究与应用

云南某选矿厂细粒锡石浮选,采用TL-1捕收剂,单位药剂消耗量大,单价高,配药需要沸水,储药要保温。针对这一现状,通过开展不同种类捕收剂对比试验,筛选出高效、低耗、价优、配药储药比较方便的SN-2与TL-1混合捕收剂,可在减少药剂用量、降低药剂成本的同时,获得较好的精矿品位和回收率。     

以辉锑矿为原料放电等离子烧结快速制备黝铜矿Cu12Sb4S13及反应机理

采用辉锑矿为原料成功制备出Cu12Sb4S13块体.研究以Sb2S3矿物为原料时烧结工艺对Cu12Sb4S13合成的影响.在400～440℃温度区间内均可快速合成Cu12Sb4S13块体且二次烧结能够进一步减小中间相CuSbS2和Cu3SbS3.第二相Cu3SbS4和残留相CuS随着烧结时间的延长而降低.二次烧结前进行机械化球磨处理,干磨比湿磨更容易减小残留相.初次烧结块体的断面SEM和EDS能谱分析表明内部存在Cu或Cu2S颗粒团聚现象.适当降低Cu或CuS摩尔量(化学计量比0.1 mol)能促进烧结块表面反应进行.烧结过程中,硫磺蒸汽压的导致烧结块表面成分和内部粉末的成分不同.     

某复杂铜铅锌多金属矿浮选分离技术研究

某铜铅锌多金属矿含铜0.54%、铅1.75%、锌10.44%。矿石中矿物种类繁多,嵌布粒度细,互相交代关系复杂,在浮选分离过程中互含严重,且矿石中存在大量的长石、白云石等易浮脉石,磨矿过程中极易泥化,恶化浮选环境,因此,难以获得合格的产品。针对该矿石的特征,在铜铅优先混合浮选—铜铅分离—铜铅浮选尾矿选锌的原则工艺流程基础上,采用选择性药剂BKW和BKN组合,作为铜铅优先浮选的捕收剂,铜铅混合精选时采用组合抑制剂BKFN和BKFA强化对含锌矿物及脉石矿物的抑制,铜铅分离采用新型抑制剂BK503抑铜浮铅,分别获得较好的铜、铅、锌产品。实验室小型闭路试验结果为铜精矿含铜18.12%、铜回收率60.66%,铅精矿含铅48.27%、铅回收率68.95%,锌精矿含锌48.76%、锌回收率91.10%。     

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。     

Influence of important factors on flotation of zinc oxide mineral using cationic, anionic and mixed (cationic/anionic) collectors

In this study, the influences of important factors on smithsonite flotation are investigated. Dosages of sulphidizing agent and collector, desliming prior to flotation and the use of sodium hydroxide instead of sodium carbonate as the pH regulator are essential to the effective recovery of smithsonite in cationic flotation. The appropriate temperature for flotation was found to be 30–40 °C. Sodium hexametaphosphate (SH) and sodium silicate had the greatest selectivity between smithsonite–calcite and smithsonite–quartz, respectively. The results of oleic acid flotation showed that the grade and recovery of zinc were relatively low in comparison with the sulphidization-cationic flotation method. Despite using sodium silicate and SH as depressants in oleic acid flotation, flotation was not selective. Flotation using mixed collectors (Armac C + Potassium Amyl xanthate) showed promising results. The ratio of the mixed collectors and the sequence of addition of mixed collectors were important criteria in attaining true mixed collector flotation.     

Flotation frother mixtures: Decoupling the sub-processes of froth stability,froth recovery and entrainment

The flotation process consists of two distinct phases: the pulp and froth phase. One of the main roles of the froth phase is to create a suitable environment for the separation of floatable, valuable minerals from non-selectively recovered, entrained gangue minerals. As a result the froth phase plays a significant role in the metallurgical performance of industrial flotation cells. Froth stability is important for the recovery of valuable minerals. However, a stable froth may contribute to increased entrainment and, consequently, a lower grade.This study compares the effect of frother mixtures with that of their single component frothers on the froth stability, froth recovery and entrainment of a platinum-bearing UG2 ore using polyglycol and alcohol frothers. The study showed that frother mixtures resulted in a greater froth stability than either of their component frothers. The increased froth stability was reflected in increased froth recoveries and greater overall recoveries. However, the important aspect in the use of frother blends was that they altered the froth structure and resulted in a lower degree of entrainment. This, together with the increased recovery, resulted in higher grades of valuable mineral recovered to the concentrate when using the frother mixtures.     

某铜铅锌多金属矿铜铅分离绿色清洁抑制剂应用研究（增刊）

传统铜铅分离方法主要采用氰化物抑铜或重铬酸钾抑铅来实现铜铅分离,由于所用药剂均含剧毒,给生产实践带来严重的环境污染,已经陆续限制使用。研制新型无毒铜铅分离抑制剂日益迫切且意义重大。某铜铅锌多金属矿含铜0.70%,铅1.60%,锌4.92%,采用铜铅混合浮选-铜铅分离-混合浮选尾矿选锌的原则工艺流程,获得铜铅混合精矿含铜10.44%,铅30.23%,针对该铜铅混合精矿,本文研究采用绿色清洁抑制剂BK505,较好的解决了铜铅互含的难题,获得了理想的铜铅指标。实验室铜铅分离闭路试验获得了铜精矿铜品位20.42%,铜作业回收率82.48%,铅精矿铅品位46.05%,铅作业回收率88.13%。     

XT新型浮钛捕收剂的工业试验

通过药剂筛选选出A、B、C三种药剂,利用药剂之间的协同效应原理,在实验室找出最佳配比,合成了XT新型浮钛药剂,实验室和工业试验表明,该药剂捕收性能和选择性较好,是一种较为理想的新型浮钛捕收剂。