抑制剂的添加方式对优先浮选指标的影响

按照混合-优先流程处理浸染的铜-锌-黄铁矿矿石(见图)。原矿含86～92％原生硫化矿物和8～12％次生硫化矿物。在铜浮选过程中,硫化钠、硫酸锌和石灰被作为抑制剂使用。铜-锌混合精矿在铜浮选之前受到硫化钠与活性炭的共同解吸,然后在同时添加硫化钠和硫酸锌的条件下进行再磨。在此情况下,按下式进行反应Na_2S ZnSO_4=ZnS↓ Na_2SO_4生成硫化锌胶体,它除了这个好的作用外,按下述反应(ZnS)_n Cu~(2 )→Zn~(2 ) (ZnS)_(n1)·CuS     

文摘与信息

电化学处理矿浆改善了铜锌精矿的浮选选择性在浮选之前,用电化学方法处理矿浆,提高了铜—锌精矿(含铜4.15％、锌5.15％、铁30.6％以及硫38.7％)矿物分选的选择性和降低了药剂消耗。阴极和阳极处理,分别增加了铜硫化物和锌硫化矿物的浮选活性。在电流密度为0.8～1.0安培/分米~2下处理1.5～2.0分钟后,反复交替浮选槽的极性的电化学处理12分钟,得到了最佳结果。浮选的选择性增加到1.4～1.6倍。     

酯-105在多金属硫化矿分选中的应用

<正> 浙江省建德铜矿自1975年以来陆续开采了铜铅锌多金属硫化矿石。该矿采用一段磨矿(细度-0.076毫米75％)、部分混合浮选流程,使用石灰,亚硫酸钠、硫酸锌、丁基黄药、二号油等浮选药剂选出铜、铅、锌、硫四种精矿。生产中主要问题是:(1)在铜铅混合浮选过程中,由于使用丁基黄药,使锌在该回路中上浮量很大,这不仅降低了选锌作业的回收率,同时铜精矿中含锌过高,有时高达10％,致使铜精矿质量不合格。(2)在锌硫混合浮选作业中,为保证硫充分回收,往往锌硫混合精矿产率较大,使得锌硫分离作业中得不到合格的硫精矿而需要精选,造成了在锌硫分离作业和精选作业中药剂制度的矛盾,即对硫强抑制后的再活化,如果要保证在锌硫分离作业中得到     

西孟加拉Darjeeling的Gorubathan矿床铅-锌-赤铁矿的富集

在铅和锌浮选之前,用干式和湿式方法(即使细磨)均不能从Pb-Zn-Fe_3O_4矿石中分选磁铁矿。然而,在铅和锌的硫化物浮选之后湿式磁选法能获得品位为71.5％、回收率为95％的磁铁矿精矿。用非常规方法,顺序浮选铅和锌矿物,产得铅品位为65～70％、     

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。     

铅锌选别中脉石矿物的综合利用

<正> 邵东铅锌矿选矿厂,主产铅、锌精矿,副产银、硫产品。为全面回收国家矿产资源,提高经济效益,该矿于1985年5月邀请长沙有色金属研究所对铅锌选别中的脉石矿物进行利用研究。经分析、试验,可从铅、锌选别尾矿中回收萤石,萤石选别后的尾矿经水力旋流器分级,沉砂可做玻璃原料,矿泥可烧制耐火砖。有显著的经济效益。(一)萤石利用试验铅锌选矿尾矿经分析,主要元素含最(%):CaF_213.92、Fe0.63、、SiO_273.09、Pb0.43、Zn0.18、Al_2O_33.74、Na_2O0.12、K_2O1.09、BaSO_42.86、P0.69、Fe_2O_30.17。其中石英和萤石含量最高。根据原料性质,采用典型浮选流程与分支浮选流程(见下图)进行试验。试验结果(见表1)表明,两个方案的萤石精矿主品位均达化工用萤石要求。但分支浮选流     

萤石与碳酸盐矿物分离的研究与实践

一、前言萤石与碳酸盐矿物(方解石等)的分离被认为是萤石矿浮选的三大难题之一。在碳酸钠和水玻璃介质中以油酸作捕收剂,萤石和碳酸盐矿物的可浮性很相近,它们几乎同步进入泡沫。江西省德安萤石矿选厂沿用传统工艺,处理手选碎屑(CaF_2≥70%,CaCO_3≤0.5%)曾获较好指标,改由原矿(CaF_2=49%,CaCO_3>1.0%)浮选,最终精矿品位≤98%     

某白钨尾矿中伴生萤石的选矿试验

江西某白钨浮选尾矿萤石、方解石含量均较高,CaF_2、CaCO_3含量分别为12.33%和9.79%,属于复杂难选伴生萤石二次资源。为从该二次资源中高效回收萤石,进行了详细的选矿试验。结果表明,酸性水玻璃+腐植酸钠组合使用可在浮选萤石时有效抑制方解石等脉石矿物。在氧化石蜡皂731总用量为1 150 g/t,酸性水玻璃+腐植酸钠总用量为(2 750+275)g/t的条件下,采用1次粗选、粗精矿再磨后6次精选、粗选尾矿和精选1尾矿各2次扫选流程处理试样,最终获得CaF_2品位95.26%、回收率85.37%的萤石精矿,较好地实现了从白钨尾矿中综合回收萤石的目标。     

234捕收剂选锌实践

<正> 代号称为234的选矿药剂是沈阳冶金选矿药剂厂合成的一种硫氨酯类捕收剂。它是一种油状液体,呈棕红色,无起泡性能,具有特殊气味。泗顶矿选矿厂从1983年开始,采用234代替丁基铵黑药作闪锌矿捕收剂,先后进行了小型试验和工业实践。试验和生产结果表明,对该厂的入选矿石而言,234与丁基铵黑药比较,主要具有以下两大优点: 1.选择性好。锌精矿锌品位提高1.5～3％,铁品位明显降低,含铅亦略有下降。 2.捕收力强,用量省。234捕收剂用量仅为丁基铵黑药的1/3～1/2,锌回收率持平。 (一)锌浮选简述入选矿石经一段闭路磨矿磨至-200目占68％,依铅—锌—硫的顺序进行优先浮选。其中选锌循环采用硫酸铜200(克/吨)、氰盐(抑铁,约15～20克/吨)、丁基铵黑药40(克/吨)、二号油20(克/吨)等药剂通过一粗二扫二精获最终锌精矿。     

铬铁矿和萤石的浮选柱浮选

矿山局对铬铁矿和萤石的柱浮选和常规浮选法作了比较试验。去泥铬铁矿的微泡浮选柱浮选可得到含44.7%的 Cr_2O_3的粗精矿,87.1%的回收率。而常规浮选仅产生40.4%的 Cr_2O_3精矿,85.4%的回收率.不去泥的铬铁矿的浮选柱浮选也可得到高于常规浮选获得的结果。与常规浮选相比,浮选柱浮选可得到90.9%的 CaF_2粗精矿,86.8%的回收率,而常规浮选仅得到67%的 CaF_2粗精矿,90.4%的回收率。     

菱锌矿加温硫化浮选药剂作用机理的研究

采用红外光谱法对菱锌矿与Na2S,CA及氧锌灵浮选药剂的作用机理进行了研究.研究结果表明Na2S活化菱锌矿的机理为S2-与菱锌矿矿粒中的CO2-3发生置换反应,生成了疏水的ZnS薄膜层,促进了捕收剂的吸附;CA通过N-与菱锌矿矿粒表面上的Zn2+螯合而形成疏水的配合物;氧锌灵与菱锌矿表面的Zn2+发生化学吸附生成疏水的脂肪酸锌Zn(OOCR)2.同时进行了加温对比试验,结果表明适当加温对菱锌矿的选别有利.     

重选处理某氧化锌矿石的实践

针对某锌选矿厂氧化锌浮选药剂成本高的问题,在试验的基础上,生产中改用摇床重选方法得到的氧化锌精矿品位达35％,锌(硫化锌和氧化锌)总回收率为83％～84％,与改造前浮选指标接近,每年为企业节约药剂成本500多万元.     

某高钙石英型萤石矿浮选试验研究

国内某高钙石英型萤石矿中CaF_2品位为38.22%,含钙脉石矿物含量较高,分离困难。通过对浮选药剂制度优化,提高浮选效率,降低选矿成本。确定以碳酸钠作为pH值调整剂,水玻璃作为石英的抑制剂,单宁(S-217)和六偏磷酸钠作为方解石的抑制剂,YN-12作为萤石的复合捕收剂,采用"1粗6精"的选别流程,最终获得精矿CaF_2品位97.21%,回收率69.04%,SiO_2品位1.02%,CaCO_3品位0.24%。     

菱锌矿加温硫化浮选药剂作用机理的研究

采用红外光谱法对菱锌矿与Na2S,CA及氧锌灵浮选药剂的作用机理进行了研究.研究结果表明:Na2S活化菱锌矿的机理为S2-与菱锌矿矿粒中的CO23-发生置换反应,生成了疏水的ZnS薄膜层,促进了捕收剂的吸附;CA通过N-与菱锌矿矿粒表面上的Zn2+螯合而形成疏水的配合物;氧锌灵与菱锌矿表面的Zn2+发生化学吸附生成疏水的脂肪酸锌Zn(OOCR)2.同时进行了加温对比试验,结果表明:适当加温对菱锌矿的选别有利.     

富含方解石的萤石矿的浮选研究

本文对贵州某富含方解石的萤石矿进行了浮选研究.该矿方解石含量高达18.45%,萤石的品位仅为28.05%.本文采用脱硫后以油酸为萤石的捕收剂,以 F_(910)(一种无机盐组合药剂)为方解石等脉石的有效抑制剂,采用一粗四精的工艺,获得含 CaF_2 98%以上的特级萤石精矿,CaF_2的回收率大于80%.     

某低品位萤石尾砂再选试验研究

采用实验室自配的新型脂肪酸类捕收剂对某萤石尾砂(CaF_2品位14.84%)进行浮选试验,改变以往抛弃尾砂直接产出高品质萤石精矿的旧思路,将尾砂再选后的精矿返回选厂原流程精选阶段,再次精选后产出最终高品质萤石精矿。在各单一条件试验的基础上,最终确定了1粗2精2扫的浮选闭路试验流程,取得了萤石精矿CaF_2品位85.16%,回收率80.80%的选矿指标,使其达到原选厂流程精选阶段入选指标要求,为该类型的萤石尾砂再选提供了借鉴。     

有用矿物的浮选

酯类,生产二辛基酞酸盐的副产品是浮选硫化矿(如锌、铜或铅矿石)极好的起泡剂。将含铜～2％的已磨矿石300克悬浮于1升水中,然后添加乙基钠黄药(捕收剂)60克/吨和酯类副产品(脂肪族酯类13％、烷基硫酸盐7％以及剩余的2—乙基己醇至100％)40克/吨进行搅拌,浮选得含铜31％、回收率     

实行混合浮选的初步经验

一、實行混合浮选的意义我厂在1953年按苏联专家建议,将优先浮选法改为混合浮选法。在苏联专家的亲自指导下,经过半年多的小型浮选试验和一个多月的工业生产试验,混合浮选终于获得了成功。经过几年来的不断改进,混合浮选逐步的得到巩固和提高。实行混合浮选后,铅实收率提高了5.4％,锌实收率提高了0.3％,铅、锌产品质量都达到了一级品标准。无论在实收率方面和产品质量方面都超过了优先浮选的最高成绩,并且还节省了40.6％的浮选设备,和35％的浮选动力,为国家创造了巨大的财富。混合浮选的作业条件(一)铅锌全浮选阶段这一险段的浮选过程主要是提高混合实收率,并且也要达到铅锌产品所要求的混合精矿品位(铅20％、锌35％左右),不然混合精矿品位达不到,铅锌分离是无法完成精矿品位的。所以须根据矿石性质添加适     

某铅锌矿综合回收工艺技术

为了实现西藏某铅锌复杂难选矿石的铅、锌和硫的高效分离,采用优先浮选工艺流程对矿样的有用组分进行条件实验,以矿磨细度-74 μm 80％,采用乙硫氮+丁铵黑药为捕收剂,适量石灰+硫化钠硫酸锌为活化剂,浮选时间在4.5 min后,取得了满意的铅产品作业回收率;对铅的浮选尾矿以石灰作为(磁)黄铁矿的抑制剂及pH值调整剂,硫酸铜为活化剂,丁黄药为捕收剂,浮选达到了较高的锌产品回收率;硫粗选实验采用硫酸作为活化剂,丁黄药作为捕收剂获得了满意的硫产品回收率.该实验可获得铅精矿Pb回收率90.09％;锌精矿Zn回收率80.58％;硫精矿S回收率47.49％.从最终精矿产品可以看出,采用铅中矿顺序返回-锌全浮选-锌精矿磁选工艺可获得较好的铅、锌、硫等精矿指标.     

某铅锌矿选矿工艺试验研究

该铅锌矿为深度氧化矿石,其中铅的氧化率达38％,锌的氧化率达49％,众所周知,铅锌的氧化矿物较难回收利用,试验表明采用优先浮选铅再浮选锌的浮选工艺,流程合理,技术指标较高,闭路试验可获得含铅大于70％、锌小于3％的高质量硫化铅精矿,含锌大于53％、铅小于1％的硫化锌精矿,达到铅锌分离的目的。硫化铅浮选尾矿经浮选脱除氧化铅,以降低锌入选原料的含铅量,为降低锌精矿中铅的含量创造了条件;氧化锌采用重选回收,工艺可行。