一种新型有机抑制剂对铁闪锌矿与 毒砂浮选分离的影响研究

考察了铁闪锌矿和毒砂的浮选行为以及Cu²⁺和有机抑制剂PALA对它们可浮性的影响。结果表明, 以丁黄药作捕收剂, 2^#油为起泡剂, 铁闪锌矿和毒砂具有相似的可浮性。硫酸铜可大大改善铁闪锌矿的可浮性, 而Cu²⁺对毒砂的活化作用较小。PALA对铁闪锌矿和毒砂在不同矿浆pH值下都有一定程度的抑制能力, PALA对毒砂的抑制能力大于对铁闪锌矿的抑制能力。Cu²⁺和PALA的共同作用能使铁闪锌矿和毒砂得到有效的分离。人工混合矿浮选分离试验结果表明, 以丁黄药为捕收剂、硫酸铜为活化剂、PALA为抑制剂, 2^#油为起泡剂, 铁闪锌矿和毒砂得到有效的分离, 泡沫精矿产品中含锌40.40%, 锌回收率达95.41%, 槽内产品含砷40.33%, 砷回收率达85.27%。通过动电位分析了药剂在矿物表面的作用机理。     

毒砂可浮性的研究

<正> 毒砂是自然金及重金属硫化矿矿石中最常见的伴生矿物。在选矿中毒砂经常混入精矿,降低产品质量,砷又是致癌物质,对精矿含砷量的要求越来越严。因此,研究毒砂的可浮性,采取相应的技术措施,改善分选效果,是十分必要的。本文探讨了毒砂在通常浮选条件下的可浮性。例如矿浆pH值对毒砂可浮性的影响,各种抑制剂对毒砂抑制作用的强弱,某些捕收剂对毒砂与黄铁矿、黄铜矿和方铅矿的捕收性差异大小等。     

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。     

铅锑锌铁硫化矿-丁胺黑药诱导浮选行为的研究

考查了丁铵黑药为捕收剂时, 磁黄铁矿、脆硫锑铅矿和铁闪锌矿的浮选行为.发现磁黄铁矿和脆硫锑铅矿在pH＜10范围内均有较好的可浮性,当pH＞10后,回收率开始下降.铁闪锌矿只有在酸性条件下才可有很好的可浮性,当pH＞5以后,浮选回收率急剧下降而不可浮.通过用氧化剂过硫酸铵,还原剂硫代硫酸钠调节矿浆电位,考查了磁黄铁矿、脆硫锑铅矿和铁闪锌矿在不同pH值下,可浮性与矿浆电位的关系,得出了矿物可浮的电位-pH区间.研究表明,三种硫化矿存在可分离电位区间.     

矿浆电位对硫化铜矿石浮选的影响

存在于巴西Salobo铜矿石中的辉铜矿(Cu2S)、斑铜矿(Cu5FeS4)和兰辉铜矿(Cu2-xS)等次生铜矿物的表面氧化,使得这些硫化矿物的浮选变得相当困难和需要使用很高的浮选药剂用量.研究了降低捕收剂和起泡剂用量的两种可能的途径.这两种途径就是在浮选之前先对矿浆进行硫化处理,以及在浮选过程中使用氮气替代空气作为浮选气体.硫化处理需要控制矿浆电位,以使它保持在0～ 100mV的范围内,因为在这样的矿浆电位范围内,才能在捕收剂(90 g/t)和起泡剂(60 g/t)用量最低的条件下达到很高的铜回收率.在氮气气氛中进行浮选时,就可减少为使矿浆电位保持在最佳范围内所需的硫化钠用量.     

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。     

会理难选铅锌矿石电位调控抑锌浮铅优先浮选新工艺

研究会理锌矿难选铅锌硫化矿电位调控抑锌浮铅优先浮选分离新工艺。用石灰作矿浆pH和电位的调整剂与稳定剂，在矿浆pH为11．88～12．21，矿浆电位在-252～-272mV的条件下，以乙硫氮（N，N-二乙基二硫代氨基甲酸钠）作铅矿物的捕收剂，（ZnSO4＋Na2SO3）组合药剂强化抑制锌矿物等实现铅锌优先浮选分离，取得较好的生产指标。铅精矿Pb品位65．21％。回收率52．30％；锌精矿Zn品位56．48％，回收率84．85％。与原生产工艺相比，铅精矿铅品位与回收率分别提高了13．27％和5．76％，锌精矿锌的品位与回收率分别提高了0．28％和2．28％，选矿药剂成本降低约2元／t-矿，每年可产生经济效益约1234万元。     

矿浆pH和电位对闪锌矿浮选行为的影响

研究了以乙硫氮或丁黄药为捕收剂时,矿浆pH和电位对闪锌矿单矿物浮选行为的影响,并通过紫外光谱分析了不同pH和电位条件下闪锌矿对丁黄药或乙硫氮的吸附情况。结果表明：两种捕收剂体系中,闪锌矿都只在pH值不超过4.67的酸性条件下可浮,而小于原始电位的低电位环境将导致闪锌矿可浮性严重下降;紫外光谱分析结果与浮选试验结果一致。     

铅锑锌铁硫化矿-乙硫氮电化学浮选行为的研究

考查了乙硫氮为捕收剂时,磁黄铁矿、脆硫锑铅矿和铁闪锌矿的浮选行为,发现在pH2~12的范围内,磁黄铁矿具有良好的可浮性,当pH>12时,可浮性下降。而脆硫锑铅矿在整个pH范围内,均具有很好的可浮性。铁闪锌矿只有在酸性条件下才有较好的可浮性,当pH>5以后,浮选回收率急剧下降而不可浮。并采用氧化剂过硫酸铵、还原剂硫代硫酸钠调节矿浆电位,考查了磁黄铁矿、脆硫锑铅矿和铁闪锌矿在不同pH值下可浮性与矿浆电位的关系,得出了矿物可浮的电位-pH区间。研究表明,磁黄铁矿和脆硫锑铅矿可分离电位区间很窄。     

磁黄铁矿与乙硫氮相互作用电化学浮选红外光谱的研究

考察了乙硫氮为捕收剂时磁黄铁矿的浮选行为,发现在pH2-12的范围内,磁黄铁矿均可表现良好的可浮性。只有pH>12时,可浮性下降。通过用氧化剂过硫酸铵、还原剂硫代硫酸钠调节矿浆电位, 考察了磁黄铁矿在不同pH值下,可浮性与矿浆电位之关系,得出了矿物可浮电位-pH区间。通过红外光谱测试技术的研究,探讨了乙硫氮在磁黄铁矿表面作用机理及生成产物,不同pH值下与乙硫氮作用后,磁黄铁矿浮选回收率与乙硫氮红外吸收强度有对应关系,乙硫氮的二硫化物秋兰姆是主要吸附产物。     

含砷混合锑矿浮选分离生产试验

通过常规药剂制度与弱酸性浮选的生产对比试验,找到了含砷混合锑矿浮选分离的最佳矿浆pH值,采用以丁基铵黑药作捕收剂的弱酸性浮选工艺,较好地解决了锑精矿降砷和回收率偏低的问题,从而提高了选矿生产指标和经济效益。     

铅锑锌铁硫化矿-乙黄药电化学浮选行为的研究

考查了乙黄药为捕收剂时,磁黄铁矿、脆硫锑铅矿和铁闪锌矿的浮选行为,发现在pH2~12的范围内,磁黄铁矿和脆硫锑铅矿均表现出良好的可浮性,只有pH>12时,可浮性下降。铁闪锌矿只有在酸性条件下才有较好的可浮性,当pH>5以后,浮选回收率急剧下降而不可浮。并采用氧化剂过硫酸铵、还原剂硫代硫酸钠调节矿浆电位,考查了磁黄铁矿、脆硫锑铅矿和铁闪锌矿在不同pH值下,可浮性与矿浆电位的关系,得出了矿物可浮的电位-pH区间。研究表明,三种硫化矿存在可分离电位区间。     

磁黄铁矿与乙黄药相互作用电化学浮选红外光谱的研究

考查了乙黄药为捕收剂时磁黄铁矿的浮选行为, 发现在pH=1～12 范围内, 磁黄铁矿均表现出良好的可浮性, 只有当pH >12 时, 可浮性下降。通过用氧化剂过硫酸铵, 还原剂硫代硫酸钠调节矿浆电位, 考查了磁黄铁矿在不同pH 值下, 可浮性与矿浆电位之关系, 得出了矿物可浮的电位-pH 区间。并通过红外光谱测试的研究, 探讨了乙黄药在磁黄铁矿表面作用机理及生成产物, 不同pH 值及不同电位下与乙黄药作用后, 磁黄铁矿红外吸收强度与其回收率有对应关系, 双黄药是主要吸附产物。     

硫砷铜矿的表面性质和可浮性

本文通过测量硫砷铜矿的Zeta电位、硫砷铜矿电极的静电位和哈利蒙特管试验，研究了硫砷铜矿的表面性质和可浮性。Zeta电位－pH曲线表明，在pH2-12的范围内，硫砷铜矿的Zeta电位为负值（－20mV到－45mV)，并且在pH5.5和pH11处有两个峰。从As-H2O体系的热力学平衡图和硫砷铜矿的Eh-pH图可以推断，硫砷铜矿表面的带电基团是由硫代砷酸盐的平衡反应产生的。在试验的pH值范围内，硫砷铜矿没有自然可浮性，但是，在pH值为10时，用0．1mg/l异丙基黄药为捕收剂，硫砷铜矿的浮选回收率就可以大于80％。这说明，硫砷铜矿与溶液界面上的成分取决于硫代砷酸盐的化学状态，它使硫砷铜矿的可浮性与其它铜矿物的不同。硫砷铜矿不受氧化剂抑制的性质是明显的。     

黄铁矿的自诱导浮选行为及电化学研究

通过考察黄铁矿自诱导浮选基本行为,得出不同pH值条件下回收率—矿浆电位上下限—pH关系。结果表明,黄铁矿实现自诱导浮选所对应的矿浆pH区间是4.2-8.0,电位区间是285-360 mV。通过循环伏安曲线测量,阐明黄铁矿的表面氧化机理。通过热力学的相关计算,证明可浮区间内的重要组分以及验证硫单质是主要疏水体的推断。     

砷化铂和砷化钯的表面性质及其可浮性

在铂族金属矿物浮选研究中过去主要关注贱金属硫化矿物的浮选,因为,铂族金属矿物经常与贱金属硫化矿物共生,而且,铂族金属矿物的可浮性与贱金属硫化矿物的可浮性相近.但文献报导中指出,铂族金属矿物在浮选中的损失比较大,这是由于Platreef矿床矿石中约有21%铂族金属含在铂族金属砷化物中,而它的可浮性较差.本文研究了铂族金属矿物可浮性差的原因.研究了人工合成的砷铂矿(PtAs2)和砷钯矿(PdAs2)(palladoarsenide)的表面性质和可浮性.在两种人工合成的砷铂矿中,有黄药存在时,短时间热处理制备的砷铂矿的可浮性较好,而长时间热处理制备的砷铂矿的可浮性较差.两种样品的XRD分析和组分分析结果表明,在第一种砷铂矿样品中,具有很多的铂泡,而第二种样品比较均匀.将第二个样品磨至-38 μm后,可提高其浮选回收率,这可能是由于铂泡曝露出来了.ToF-SIMS和XPS分析结果表明,在硫酸铜存在时,矿物表面被沉淀的胶体Cu(OH)2所覆盖.在将黄药添加到被铜活化的矿物表面上时,铜被还原为Cu ,形成了Cu(Ⅰ)X.奇怪的是,添加硫酸铜后矿物的浮选回收率反而比只添加黄药时还要低些,本文对此做了解释.     

采用电位控制浮选法分离北帕克斯铜金矿中的砷和铜

为了经济地开发北帕克斯高砷地区的铜金矿体,需要脱除存在于矿石中的砷黝铜矿((Cu,Fe)12As4S13),以使铜精矿中的砷含量达到冶炼厂的标准(＜2000·10-6)要求.应用电位控制浮选法有可能从北帕克斯高砷矿石的钻探岩芯综合试样中选择性浮选分离砷黝铜矿和黄铜矿(CuFeS2)及斑铜矿(Cu5FeS4).对铜砷混合浮选精矿进行铜砷分离.在矿浆还原电位大约为-150 mV(SHE)和pH 12条件下,将砷黝铜矿浮选出来,从而与其它含铜矿物分离开.分离的依据是,砷黝铜矿下临界矿浆电位比黄铜矿下临界矿浆电位低,在还原范围内,有一个电位差,因此砷黝铜矿强烈上浮,而黄铜矿则不能上浮.在所研究的氧化电位范围内,浮选分离砷黝铜矿和黄铜矿的选择性很低或没有选择性.As品位为0.11%和Cu品位1.2%的综合试样试验结果表明,用该法可以分选出铜回收率为52%和含2600·10-6As的低砷高铜精矿.计算机模拟结果表明,用该法分离200·10-6 As,1%Cu的原矿,浮选分离效率很好,低砷铜精矿铜回收率为61%,其中含2000·10-6以下的砷.根据本研究结果,提出了从北帕克斯铜金矿石中浮选脱除砷的原则工艺流程,并对此进行了讨论.     

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.     

某铜铅锌硫化矿电位调控优先浮选研究

新疆某铜铅锌多金属矿石中,主要有黄铜矿、砷黝铜矿、方铅矿及闪锌矿.矿物嵌布特征异常复杂.原有选矿流程不能适应矿石性质的变化,直接影响到选矿的经济效益.为此,以LP-01为铜矿物的捕收剂、SN-9 #+苯胺黑药混合捕收剂作为铅矿物的捕收剂、硫酸铜和丁黄药作为锌矿物的活化剂和捕收剂及石灰作为矿浆电位调整剂,并且配合使用铅矿物的组合抑制剂ZnSO4+YN,进行电位调控,进行铜、铅、锌依次优先浮选的新工艺试验研究.实验获得结果:含铜24.27%、铜回收率88.56%的铜精矿;含铅50.73%、铅回收率70.10%的铅精矿;含锌52.10%、锌回收率81.99%的锌精矿.     

安徽新桥铅锌矿石电位调控浮选工艺研究

为充分利用安徽铜陵新桥矿业有限公司的矿石资源,对新桥矿区的铅锌矿石进行了矿石性质和选矿工艺研究。针对该矿石金属硫化矿占主体,且主要金属矿物为黄铁矿、磁黄铁矿、闪锌矿、铁闪锌矿、方铅矿的特点,采取电位调控依次优先浮选工艺,用石灰控制矿浆电位（矿浆pH值）,对原矿以乙硫氮和ZnSO₄+YN作铅矿物的捕收剂和锌硫矿物的强化抑制剂进行浮铅,对浮铅尾矿以硫酸铜和丁基黄药作锌矿物的活化剂和捕收剂浮锌,可获得铅、锌、硫3种精矿,不产生尾矿,且试验指标优良。