福建丁家山铅锌硫化矿组合起泡剂优化浮选

福建丁家山铅锌硫化矿铅品位为1.07%,锌品位为4.02%,具有一定回收价值。用组合起泡剂代替松醇油作为浮选起泡剂以在原有工艺基础上提高精矿品位。结果表明,使用MIBC∶松醇油=3∶2的组合起泡剂,可以使浮选泡沫具有更为适宜的尺寸、黏度和泡沫层厚度,在保证回收率的基础上,提高精矿品位。经过工业试验,得到铅品位46.61%、回收率为84.07%的铅精矿,锌品位51.45%、回收率为88.57%的锌精矿,与单独以松醇油作为起泡剂相比,原矿资源得到更好地回收。     

组合起泡剂优化铅锌硫化矿浮选试验研究

福建某铅锌硫化矿中铅品位为1.07％,锌品位为4.02％,具有一定回收价值。为了在原有工艺基础上提高精矿品位,尝试使用组合起泡剂代替松醇油作为浮选起泡剂,结果表明,使用MIBC：松醇油=3:2的组合起泡剂,可以使浮选泡沫具有更为适宜的尺寸、粘度和泡沫层厚度,在保证回收率的基础上,提高了精矿品位。经过工业试验,得到铅品位为46.61%、回收率为84.07%的铅精矿,锌品位为51.45%、回收率为88.57%的锌精矿。相较于单独以松醇油作为起泡剂,原矿得到了更好地回收。     

西藏某难分离铅锌矿石选矿试验研究

为解决西藏某铅锌矿石精矿互含高的问题,在不改变现有工艺流程基础上,采用浮铅的高效选择性捕收剂M6和捕收起泡剂A5,实现了铅锌浮选的高效分离与富集。闭路试验获得的技术指标为:与现场药剂相比较,在铅精矿铅品位和铅回收率相当的情况下,铅精矿含锌降低2.56%;锌精矿锌品位51.52%,锌回收率提高6.25%,技术指标良好。     

采用新药剂提高铜铅锌浮选指标试验

为了提高新疆某铜铅锌多金属矿铜铅锌浮选指标,通过浮选试验研究采用了新型药剂酯-8、B6,浮选闭路试验获得了铜品位为22.61%、铜回收率为50.19%的铜精矿,铅品位为52.57%、铅回收率为81.24%的铅精矿,锌品位为55.46%、锌回收率为91.40%的锌精矿,指标良好,比现有生产药剂方案指标铜、铅、锌回收率分别提高了4.63、1.77和1.34个百分点。     

广西某多金属铅锌矿浮选新药剂制度研究

针对广西某多金属铅锌矿选矿厂原浮选药剂制度不能适应矿石性质的变化,导致选矿厂生产指标恶化的问题,进行了浮选新药剂制度的试验研究,获得的铜精矿铜品位和铜回收率分别为22.19%和58.29%,铅精矿铅品位和铅回收率分别为62.97%和78.39%,锌精矿锌品位和锌回收率分别为50.52%和88.81%。与试验前选矿厂的生产指标相比,铜精矿、铅精矿、锌精矿的主品位分别提高10.04,24.65,0.92个百分点,回收率分别提高30.29,1.42,10.01个百分点。     

用新型捕收剂回收某铅锑锌锡多金属矿石中的铅锑

以自行研制的新型捕收剂GYY-1和GYY-3代替丁铵黑药、以广州有色金属研究院研制的具有起泡性能的捕收剂DY代替2号油,在不改变现场原则流程的情况下解决广西某铅锑锌锡多金属矿选矿厂近年来因矿石性质变化而导致的铅锑精矿指标恶化问题,实验室试验时铅锑精矿的Pb+Sb品位提高了2.91个百分点、铅回收率提高了6.47个百分点、锑回收率提高了4.23个百分点,工业应用考察时铅锑精矿的Pb+Sb品位提高了0.85个百分点、铅锑回收率提高了3.75个百分点。根据工业应用考察结果,预计采用新药剂可使选矿厂每年增加经济效益1 323万元。     

某低品位复杂难选铅锌矿的选别工艺研究

某铅锌矿的铅、锌品位仅为1.42%和1.83%,有价矿物的嵌布关系复杂,磁黄铁矿含量较高,高效分选的难度较大.试验研究发现,针对该矿,采用铅、锌依次优先浮选—铅、锌粗精矿再磨精选的工艺可获得较好的浮选指标.试验结果表明:当铅浮选时用石灰+硫酸锌组合抑制黄铁矿和铁闪锌矿、乙硫氮和2~#油作铅捕收剂和起泡剂,选锌采用硫酸铜作闪锌矿活化剂、丁黄药和2~#油分别作锌捕收剂和起泡剂,铅、锌粗精矿分别再磨,可有效提升精选指标;最终,闭路试验所得铅精矿铅品位为45.28%、含锌2.36%,铅回收率为74.46%;锌精矿锌品位为48.01%、含铅1.02%,锌回收率为84.62%.     

易武铅锌硫化矿石浮选研究

针对云南易武铅锌硫化矿石进行了浮选试验研究。试验采用优先浮选法 ,获得铅回收率 89.59%、锌回收率 95.91 %的优良指标。采用新型浮选起泡剂 73 0A ,与松醇油相比 ,能使铅精矿的品位提高 5% ,锌精矿回收率提高 2 .3 5% ,增强了铅锌的分选效果。     

铅锌硫化矿石无锌抑制剂浮选分离研究

为了探讨简化铅锌硫化矿石浮选药剂制度的可能性,在选铅时以25#黑药为捕收剂而不使用锌抑制剂的情况下,对蒙古乌兰某铅锌硫化矿石进行了铅锌依次优先浮选试验,结果获得了品位为71.15%、回收率为96.87%的铅精矿和品位为46.41%、回收率为87.89%的锌精矿,银在铅精矿中的品位和回收率可达1 400 g/t和83.90%,铅精矿和锌精矿中的砷含量均在其相应等级品的要求范围内。该结果与浮铅时以25#黑药为捕收剂且使用锌抑制剂相比,铅精矿锌含量高1.07个百分点但铅品位高8.06个百分点,其余指标相当,而且药剂制度和工艺流程大大简化,药剂用量显著减少。     

云南某难选铅锌矿选矿新工艺试验研究

针对云南某难选铅锌矿,原采用的选矿流程为“铅优先浮选—锌硫混浮—锌硫分离”高碱工艺,铅精矿、锌精矿品位及回收率不高,导致资源浪费,为提高生产指标,在探索试验的基础上确定了铅锌顺序优先浮选低碱清洁新工艺,试验主要考察了磨矿细度、矿浆pH值、浮选抑制剂及捕收剂等因素对选别指标的影响,并确定了最佳的药剂制度。在最佳条件试验基础上,采用铅锌顺序优先浮选清洁工艺,对Pb品位3.62%、Zn品位4.04%、含Ag 19.04 g/t的原矿进行选别,最终获得了Pb品位65.70%、含Zn 2.36%、含Ag 150 g/t, Pb回收率92.93%、Ag回收率40.31%的铅精矿和Zn品位53.89%、含Pb 1.46%、含Ag 115 g/t, Zn回收率为88.71%的锌精矿,较原高碱工艺流程Pb品位提高18.36个百分点、回收率提高5.46个百分点、Zn品位提高9.66个百分点、锌回收率提高4.65个百分点的良好指标。     

Rougher flotation of copper sulphide ore using biosolids and humic acids

In the quest of new, less hazardous, and more ambient-friendly froth flotation reagents, the use of biosolids or humic acids as both collector and frother for the concentration of copper sulphide ores was investigated. Rougher flotation tests were conducted in Denver cells on a laboratory scale, and metallurgical indicators such as copper recovery, copper concentrate grade, and concentration and enrichment ratios were compared with those obtained under similar conditions but using conventional collectors and frothers for the industrial flotation of copper sulphide ores. With a dosage of 10% (w/w) biosolids, copper recovery and grade were 26% and 0.81%, respectively. The copper recovery and grade obtained with 1.5% (w/w) salt of humic acids were 29.7% and 3.5%, respectively. A significantly higher copper recovery (65.1%) was obtained with conventional industrial collectors and frothers, but the grade was also low (3.1% Cu). With the same dosage of humic substances, humic acid show that the flotation rate constant was significantly higher (0.2 min⁻¹) than that obtained with the same dosage of biosolids (0.09 min⁻¹). These results indicate that humic acids have more affinity than biosolids for copper-containing mineral species, and also show that biosolids and humic acids could be used as both collector and frother in the sulphide mineral concentration process by froth flotation. Because the distribution of iron in the concentrate obtained with biosolids is highest, these materials seem to have more affinity for pyrite.     

用新药剂AT908及BK201改善大包庄硫铁矿浮硫指标

安徽大包庄硫铁矿选矿厂以硫酸铜为活化剂、7022+9010为捕收剂、2~#油为起泡剂浮硫,该药剂制度不仅存在环境污染问题,而且生产指标不够理想。为解决此问题,以环保型新药剂AT908为捕收剂、BK201为起泡剂进行了浮硫试验。结果表明,在浮硫工艺流程不变、药剂种类和用量均有所减少的情况下,硫精矿有效硫品位提高了1.60个百分点、有效硫回收率提高了2.64个百分点。因此,新药剂在环保、经济效益和生产管理等方面均具有明显的优势。     

硫化矿浮选中相似结构的起泡剂的浮选特性研究

在浮选工艺条件及其它药剂条件相同的情况下,从铅锌矿物的硫化矿浮选回收的变化角度出发,考察两种相似化学结构的起泡剂聚丙二醇单甲基醚（DPM）和聚丙二醇单丁基醚（DPB）的浮选特性。通过分析在铅锌硫化矿的浮选试验结果中所表现的浮选速率的差异以及粗精矿各粒级的分布差异和有价金属量的分布差异,研究了起泡剂DPM和DPB浮选特性的差异。研究结果表明:起泡剂DPB的浮选效率优于DPM。起泡剂DPB对回收较细粒级的铅矿物更有利,而起泡剂DPM对回收较粗粒级的锌矿物更有利。起泡剂DPB比DPM更有利于提高铅锌精矿的品位。      

青海某硫化铅锌矿选矿工艺优化研究

青海某铅锌硫化矿石选矿厂采用中性介质下优先浮铅-锌硫混浮-锌硫分离工艺流程处理矿石，导致生产不够稳定，选矿指标不理想。为解决此问题，采用中性介质下优先选铅-碱性介质下优先选锌-硫酸调浆再选硫的原则流程进行了选矿试验。结果表明：矿石在磨矿细度为-0.074 mm占55%的情况下，采用1粗2精1扫选铅、1粗2精1扫选锌、1次浮选选硫流程处理矿石，获得了铅品位为70.72%、含锌2.14%、含硫19.98%、含金1.92 g/t、含银1 322.45 g/t，铅回收率为91.78%、金回收率为14.28%、银回收率为76.29%的铅精矿；锌品位为48.86%、含铅0.26%、含硫32.67%，锌回收率为97.88%的锌精矿；硫品位为47.44%、含金0.67 g/t、含铅0.11%、含锌0.17%，硫回收率为64.14%、金回收率为80.86%的硫精矿。新工艺流程更简洁，生产更稳定顺畅，电耗和药剂成本均有所下降，在铅、锌精矿质量指标相当的情况下，铅、锌回收率分别提高了0.50和4.32个百分点，伴生金银和硫精矿指标也得到了改善。     

贵州某硫化铅锌矿选矿试验研究

贵州某硫化铅锌矿的矿物共生关系复杂,嵌布粒度大小不均匀。为实现矿石中有价金属铅和锌的高效利用,采用优先浮选工艺,并采用新型高效环保锌活化剂X-43替代硫酸铜,通过铅锌浮选条件试验确定适宜的选矿工艺流程和药剂制度。试验结果表明,对于铅品位4.23%、锌品位8.02%的原矿,在磨矿细度为-0.074 mm占80%的条件下,优先选铅时采用1次粗选、1次扫选和铅粗精矿再磨至-0.045 mm占65.5%后3次精选,可获得铅品位50.19%、回收率65.33%的铅精矿;选铅尾矿经活化剂X-43活化后,采用1次粗选、2次扫选和2次精选选锌;经全流程闭路试验可得到铅品位为57.63%、回收率为80.50%的铅精矿,以及锌品位为49.62%、回收率为92.52%的锌精矿,尽可能地实现了铅和锌的有效回收。研究结果可为新型高效锌活化剂X-43的应用和同类型铅锌矿石开发利用提供借鉴。     

用新型药剂提高云南某铜铁矿石浮铜指标

云南大红山某铜铁矿选矿厂以丁基黄药为捕收剂、730A+2#油为起泡剂浮选铜,不仅药剂用量较大,生产过程不稳定,而且生产指标不理想。试验对新型、高效药剂的浮选效果进行了研究。结果表明：采用现场磨矿细度、浮选浓度及工艺流程,以DF-64+DF-8（质量配合比为1∶2）为捕收剂、DF-K90为起泡剂,获得了铜品位为23.42%,铜回收率为95.39%铜精矿,不仅提高了铜精矿品位2.42个百分点左右、铜回收率2.39个百分点左右,而且稳定了生产过程,降低了药剂用量和药剂成本,经济和社会效益显著。     

Flotation of resinite from high ash coal

Selective resinite flotation was studied for high ash coal under different conditions. It was found that both the grade and recovery of the obtained resinite depend on the type of frother used. The grade was improved to reach 80% with a recovery of 70% through wet screening, grinding and pH control.     

Talc separation from talc-carbonate ore to be suitable for different industrial applications

The natural flotation behaviour of pure talc mineral was first studied by measuring its contact angle, flotation recovery and zeta potential. Polypropylene glycol was used as a frother to increase the talc flotation at relatively shorter times. This study was used to beneficiate talc- carbonate ore to obtain talc concentrates suitable for various industrial uses. Effects of pH and frother dosage on the flotation process were studied. A rougher concentrate, with talc grade of ≈ 60 % and recovery of 90%% was obtained. The rougher concentrate product was reground to 100 % -125 μm and floated at the predetermined optimum flotation conditions. Clean talc concentrate at a recovery of 70% with a grade of 93.5 % from an ore containing 48.69 % talc, was obtained.     

起泡剂对硫化矿浮选的影响

研究了起泡剂MIBC、BK201、松醇油及2-乙基己醇对石英及黄铁矿单矿物浮选行为的影响, 并进行了实际矿石浮选试验。单矿物试验结果表明: 石英通过泡沫夹带进入浮选精矿, 而黄铁矿通过疏水上浮和泡沫夹带的双重作用进入浮选精矿。不同起泡剂作用下, 精矿中泡沫水回收率越高, 石英和黄铁矿的浮选回收率越高, 不同起泡剂对石英和黄铁矿具有不同的夹带效果, 使石英和黄铁矿浮选回收率最高的起泡剂分别为BK201和MIBC。实际矿石浮选试验表明: 浮选产率、精矿品位及回收率与泡沫水回收率密切相关, 泡沫水回收率增大, 精矿产率增大, 而品位降低。选择合适的起泡剂能够增加硫化矿物的回收率并降低石英的回收率, 获得较好的浮选分离效果。     

氧化铜矿浮选的新起泡剂

采用730E新起泡剂对汤丹铜矿的一般氧化铜矿、高结合率氧化铜矿和碳质板岩铜矿3种矿样进行了浮选试验。结果表明，730E与汤丹铜矿生产所用起泡剂2#油相比，在精矿品位相近或略有提高的情况下，可使汤丹铜矿3种矿石的回收率分别提高3．26、1．45和2．84个百分点。通过试验，认为选择优良的起泡剂是提高氧化铜矿回收率的重要措施之一，指出在浮选新药剂的研究方面应对起泡剂给予足够的重视。