某低品位含银铅锌硫化矿优先浮选研究

某含银铅锌硫化矿含铅1.66%、含锌1.63%、含银12.3 g/t,铅锌含量低,矿物单体粒度小且嵌布不均匀,单体解离困难。为了给该矿石的铅、锌、银资源开发利用提供技术依据,对其进行了选矿试验。结果表明:采用铅锌优先浮选流程,在磨矿细度为-74μm占70%条件下,铅粗选以25号黑药为捕收剂,硫酸锌为抑制剂;锌粗选以石灰为p H值调整剂,丁基黄药为捕收剂,硫酸铜为活化剂,YS为抑制剂;铅锌系统各经一次粗选三次精选两次扫选作业,闭路试验可获得铅品位70.35%、含锌3.48%、含银292.00 g/t、铅回收率96.59%、银回收率51.11%的铅精矿和锌品位43.84%、含铅0.32%、含银32.20 g/t、锌回收率86.60%、银回收率8.08%的锌精矿,铅锌分离效果较好,银在铅精矿和锌精矿中总回收率达到59.19%。     

微细粒含碳铅锌矿分步浮选工艺研究

四川白玉地区某碳质铅锌矿,铅、锌矿物嵌布粒度细,部分闪锌矿与矿石中无定形碳关系密切,难以分离,该试验对闪锌矿采用分步浮选,使矿石中的主金属锌得到充分合理的利用,锌的回收率达到95.31%,锌精矿中锌品位达到50.59%。     

毒砂与硫化铅锌矿物分选机理的研究

本研宄主要采用高碱法、氧化法和选择性调整剂进行方铅矿与毒砂分选试验、闪锌矿与毒砂分选试验,实现了毒砂与铅锌矿物的分选。并通过矿物表面动电位的测定、药剂吸附量的测定和红外光谱分析,进行了药剂与矿物表面作用机理的探讨。     

用阴离子和阳离子染料浮选硫化矿矿物

无论硫酸铜存在与否,象羊毛铬蓝黑B、羊毛铬黑T、二苯胺磺钡,荧光黄酸、溴酚蓝、藏红T、结晶紫和亚甲蓝这样的染料都能浮选方铅矿和闪锌矿。由于硫酸铜的添加既可改善闪锌矿的浮选也可抑制方铅矿,其中一些染料或许能用来从多金属矿石中选择性分离这些硫化矿。硫化矿-乙基黄原酸钾体系没有表现这种优越性。在氧化条件下,黄铁矿可以用荧光黄酸浮选。     

难选铅锌硫化矿浮选新工艺的研究

通过研究某铅锌硫化矿石的分选条件与药剂制度, 提出了处理该类矿石的分选新工艺。生产实践证明, 新工艺不仅在精矿质量和回收率比原工艺有了显著提高, 而且药剂耗量也大幅度降低, 取得了显著的经济效益和社会效益。     

含金、银低品位铅锌硫化矿综合回收试验研究

针对某低品位铅锌硫多金属硫化矿石的性质特点,经过浮选工艺小型试验研究,采用粗磨—全硫混合浮选—混合精矿再磨—铅锌(硫)分离的原则流程,能获得较好的技术指标。最终获得含铅58.48%,含锌5.62%,含金15.97 g/t,含银12 896.75 g/t,铅回收率77.18%,金回收率35.23%,银回收率80.46%的铅精矿;含铅0.13%,含锌57.85%,含金0.87 g/t,含银196.79 g/t,锌回收率88.95%的锌精矿;含金3.91 g/t,硫42.36%,金、硫回收率分别为46.41%和59.15%的硫精矿,实现了资源综合回收,从而为合理开发该矿石资源提供了依据。     

硫砷矿物浮选分离药剂的研究进展

综述了毒砂浮选常规抑制剂和捕收剂的研究进展,特别介绍了近年来报道较多的毒砂组合抑制剂、组合捕收剂和新型药剂在含砷硫化矿石浮选分离中应用的研究成果,同时对含砷硫化矿浮选药剂今后的发展方向进行了展望。     

乙硫氮体系中铅锌铁硫化矿的电化学浮选行为

研究了以乙硫氮为捕收剂时,方铅矿、闪锌矿和单斜磁黄铁矿这3种单矿物在不同矿浆pH值及不同矿浆电位下的浮选行为。结果表明：方铅矿在整个试验pH范围内的可浮性均很好,单斜磁黄铁矿在低pH值下的可浮性差,闪锌矿的可浮性随着pH值的增大而急剧减弱;矿浆电位对单斜磁黄铁矿的浮选行为影响不大,方铅矿在矿浆电位升高时可浮性变差,闪锌矿在矿浆电位降低时可浮性变差。     

铁闪锌矿与毒砂,黄铁矿浮选分离研究

<正> 贺县选矿厂附近民矿开采的矿石有一定储量。这类矿石属铁闪锌矿类,因毒砂、硫铁含量均高,嵌布粒度细,较难分选。过去选矿厂对此类矿石做过一定的分选试验工作,均未获得成功。为了解决选矿厂急需的矿石人选问题,我们对该类矿石重新取样试验研究,通过变革工艺流程和药剂制度,获得较为可喜的成果,在小型试验的基础上,成功地应用于生产,为选矿厂目前与今后矿石入选找到了途径。     

黄药在铅锌铁硫化矿浮选流程中的分布与浮选效果：药剂分…

通过对黄药在铅锌铁硫化矿浮选流程中的分布状态研究，建立了黄药质量分布流程图，对其合理使用进行了分析讨论。     

云南某铅锌矿浮选试验研究

该铅锌矿铅的氧化率为50.68%,锌的氧化率为11.75%,铅的氧化率较高,铅的回收率很难提高。试验表明采用优先浮选工艺,流程合理,产品指标较高。闭路试验获得品位46.17%、回收率49.40%的铅精矿和品位56.55%、回收率84.17%的锌精矿。氧化铅硫化浮选的效果不好,只能通过其它方法回收。     

毒砂的浮选与矿浆电位

毒砂的浮游与抑制,和矿浆的电位与pH值关系密切。毒砂的悬浮液加入某种浮选剂前后,药剂的用量对矿浆电位和pH值的影响是有规律的。毒砂纯矿物浮游得较好的pH值为4左右,电位E_h为140—440毫伏。pH与E_h值升高或降低,都使毒砂受到抑制。测定银-铜-铅-锌混合矿小型浮选实验的矿浆电位,也证实了这一规律。说明矿浆电位,可以反映氧化剂和还原剂抑制毒砂的深度。利用铁、砷、硫三元素的电位-酸碱度图,对毒砂的浮游与抑制作了合理的解析。     

某高碳铅锌银多金属硫化矿浮选试验研究

针对高碳铅锌银多金属硫化矿难选的问题,对某高碳硫化矿进行了试验研究。该矿中铅品位3.72%,锌品位8.34%,银品位34.13 g/t。通过流程探索,确定了预先脱碳—铅锌优先浮选工艺流程。在此基础上进行了条件试验研究,确定适宜磨矿细度为-0.074 mm占90%。确定最佳药剂制度为:铅浮选Zn SO4+Na2SO3用量为2000 g/t,捕收剂乙硫氮用量为80 g/t,锌浮选硫酸铜用量为800 g/t,丁基黄药用量为100 g/t。经闭路流程试验,得到最终指标为:铅精矿品位52.14%,回收率为88.54%,伴生银的品位为368.50 g/t,回收率68.04%,锌精矿品位60.23%,回收率为90.16%。     

甘肃某硫化铅锌矿无碱度浮选试验研究

甘肃某硫化铅锌矿石为热液型铅锌矿,其中含铅 16.55%,含锌 13.24%,含铅矿物主要为方铅矿,此外 含少量白铅矿;含锌矿物主要为闪锌矿;脉石矿物主要为石英和碳酸盐矿物。为高效开发利用该矿石,进行了系统 的浮选试验研究,确定采用优先浮选工艺流程,即优先浮选铅矿物,浮铅尾矿经活化后再浮选锌矿物。试验结果表 明：在自然 pH（无碱）条件下,磨矿细度-0.074 mm 占 70%,以硫酸锌+亚硫酸钠为锌矿物的抑制剂、乙基黄药+乙硫 氮为铅矿物的捕收剂,经 1 粗 2 精 3 扫选铅,获得铅品位 66.45%、回收率为 84.58% 的铅精矿;浮铅尾矿在以硫酸铜 为锌矿物活化剂、丁基黄药为锌矿物捕收剂的条件下,经 1 粗 2 精 2 扫选锌,获得锌品位为 59.72%、回收率为 87.57% 的锌精矿,实现了矿石中铅锌矿物的有效回收,为该矿石的工业开发奠定了基础。     

分步沉淀浮选分离废水中铅锌离子的研究

本文采用沉淀浮选法,以二乙基二硫代氨基甲酸钠(DDTC)为沉淀剂,十二烷基三甲基溴化铵(DTAB)为捕收剂,分步沉淀浮选分离去除废水中的Pb2+和Zn2+。结果表明,在废水pH=5的条件下,20 mg/L 的DDTC与10 mg/L Pb2+和Zn2+反应30 min后,去除率分别为97%和1%,Pb2+首先以沉淀形式从溶液中析出,Zn2+主要为离子态存在于溶液中。以10 mg/L的DTAB为捕收剂进行浮选分离,pH＞5时Pb2+浮选去除率高于97%;随后采用70 mg/L 的DDTC,在pH=5的条件下反应10 min 使Zn2+转化为沉淀后,再加入10 mg/L的DTAB进行浮选去除, pH＞4时Zn2+ 浮选去除率高于99%。金属离子和配体的溶液化学行为研究表明,Pb2+在 pH<5 的酸性条件下,主要以二价金属离子态存在,当 pH>5时,Pb2+形成羟基络合物水解产物;Zn2+在 pH<6 的酸性条件下,也主要以二价金属离子态存在,当 pH>6时,Pb2+形成羟基络合物水解产物;DDTC在溶液中pH＞5时以DDTC-阴离子形态为主,有利于与金属阳离子进行反应。红外光谱(FTIR)与紫外可见分光光度(UV-vis)测试分析结果表明Pb2+和Zn2+与DDTC中的CSS-基团以配位方式结合生成沉淀。X射线光电子能谱(XPS)结果表明CSS-基团中的S原子与Pb2+和Zn2+结合,捕收剂DTAB吸附在沉淀颗粒表面,以达到浮选分离金属离子沉淀物的目的。对沉淀和浮选过程的样品进行扫描电子显微镜能谱(SEM-EDS)分析。结果表明,与沉淀颗粒相比,捕收剂 DTAB的加入促进了沉淀颗粒的长大,从而有利于沉淀物的浮选分离。EDS分析结果表明废水中铅锌离子可以以分步沉淀浮选方式进行有效分离。     

用阳离子捕收剂浮选硫化矿物

在铅锌矿石浮选中，用硫酸铜活化后浮选闪锌矿。在这种类型矿石中，黄铁矿通常当作脉石矿物处理，闪锌矿与黄铁矿和石英的浮选分离选择性不高。但是，黄铁矿也可能与金结合。在很多国家(如南非和澳大利亚)中，浮选这种含金的硫化矿物具有重要意义。在用十二胺作捕收剂的硫化矿阳离子浮选中，闪锌矿可以浮起，而黄铁矿和石英被抑制。在有石灰存在情况下矿浆很好充气(特别是用过氧化氢氧化)时，黄铁矿阳离子浮选性能被抑制。在硫化钠存在时，黄铁矿经氧化甚至在强碱性介质中也可使其可浮性恢复(用胺作捕剂时)。     

氰化尾渣中铅锌浮选影响因素及解决方案浅析

桐柏银洞坡金矿氰化尾渣浮选一直存在着铅精矿铅品位及回收率低、锌无方法回收、氰化尾渣中铅锌浮选工艺难以实现等亟待解决的问题。为解决氰化尾渣铅锌回收并进一步优化浮选工艺,本次工作进行了矿物加工学及电化学方面的研究,查清了氰化尾渣中铅锌浮选的诸多影响因素,通过采用预处理和新型闪锌矿活化剂等一系列技术措施,解决了工艺中的难题,并完成了工业实验,实现了超细粒浮选的工业生产。工业试验指标为:铅锌品位分别为48 25%和47 32%,铅锌回收率分别为77 55%和80 64%。     

分步优先浮选法处理低品位硫化铜矿

紫金山铜矿属大型低品位硫化铜矿,矿石中目的矿物以蓝辉铜矿、铜蓝为主,且与细粒黄铁矿紧密共生。由于原矿品位低,铜的回收率对该矿的开发利用意义重大。试验研究在详细的工艺矿物学研究和多种工艺流程对比试验基础上,采用适合矿石性质的分步优先浮选流程,解决了矿石中主要目的矿物易过粉碎,而铜硫共生密切、难以解离的问题。分步优先浮选流程获得铜回收率９５．０３％ ,已接近岩矿鉴定推算的理论回收率。     

某低品位铅锌矿铅浮选工艺研究

某铅锌矿铅锌品位低、部分方铅矿与闪锌矿嵌布关系复杂,(含)银矿物种类多、可浮性参差不齐,给铅、银的回收带来困难。经过多方案比较,铅浮选采用\"阶段磨矿(原矿粗磨、铅粗精矿再磨)―阶段选别\"工艺进行选别,试验采用石灰+硫酸锌组合抑制黄铁矿和闪锌矿,乙硫氮和松醇油作铅捕收剂和起泡剂。对含Pb 2.22%、Zn 1.97%和Ag 13.25g/t的原矿,闭路试验可获得铅精矿含Pb 65.17%、Zn 3.63%,铅回收率为96.31%;铅精矿含Ag 305.95g/t,银回收率为75.92%;在强化铅选别的同时,有效实现了银的综合回收。