磨矿介质材质与捕收剂添加方式对某铜镍硫化矿浮选的影响

通过磨矿和浮选试验研究了低碳钢和不锈钢两种磨矿介质与捕收剂添加方式对某铜镍硫化矿（Nkomati矿）浮选的影响。试验研究使用实验室用圆筒形棒磨机和机械搅拌式挂槽浮选机完成,通过浮选水回收率、精矿产率和有用矿物回收率分析了磨矿介质和捕收剂添加方式对铜镍硫化物浮选行为的影响。研究中对矿浆pH值、氧化还原电位（Eh）和溶解氧（Do）等溶液化学性质进行了测定,以考察磨矿介质及捕收剂添加方式对溶液化学性质的影响。磨矿介质对Nkomati矿的矿浆溶液化学性质和浮选行为具有显著影响,经低碳钢磨矿后,具有较高的铜、镍和磁黄铁矿回收率,EDTA可浸出铁的含量更高,Do值更低。不同磨矿介质磨矿条件下,捕收剂添加方式对铜镍矿浮选的影响规律不同,低碳钢磨矿时,捕收剂添加在浮选槽中的铜回收率较高;不锈钢磨矿时,捕收剂添加在磨机中的铜和镍的回收率较高。      

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.     

硫化铜镍矿浮选中捕收剂的吸附竞争

摘要:针对丹巴铜镍矿原矿品位低,氧化率高、脉石矿物可浮性好且易泥化的特征,通过试验研究,确定了铜镍混合浮选-铜镍分离的浮选工艺流程对该矿进行回收利用。并充分的利用了捕收剂的吸附竞争,在铜镍混浮精选作业中添加CMC,改变了脉石矿物对捕收剂的吸附竞争强度,使得有用矿物对捕收剂的吸附竞争强度增加,改善了镍矿物的可浮性,较好的实现了有用矿物与脉石矿物的浮选分离。在确定了较佳的浮选工艺条件下,小型实验室闭路试验可获得铜品位21.55%、铜回收率64.65%的铜精矿和镍品位5.19%、镍回收率66.80%的镍精矿的选矿指标。      

某富含蛇纹石的低品位难选铜镍矿选矿工艺研究

针对某铜镍矿铜镍品位低,铜镍矿物嵌布粒度微细,共生关系复杂,蛇纹石含量高等特征,开展了选矿工艺试验研究。试验结果表明,采用预先脱除脉石-铜镍混合浮选流程,通过对含Ni 0.51%、含Cu 0.20%、含Co 0.02%的原矿进行选择性磨矿,利用MIBC预先脱除部分易浮脉石,碳酸钠作矿浆pH调整剂,CMC作MgO脉石的抑制剂,硫酸铜和丁基黄药分别作铜镍矿物的活化剂和捕收剂,全流程浮选闭路试验获得了含Ni 7.78%、Cu 2.91%、Co 0.24%,回收率分别为Ni 72.98%、Cu 66.57%、Co 51.29%的铜镍混合精矿。该工艺流程获得了较好的选别效果,实现了铜、镍、钴的有效回收。     

某难选铜镍矿石选矿新工艺

某难选铜镍矿石含铜0.27%、含镍0.72%,为实现矿石中铜镍矿物的综合回收与高效分离,本文采用“铜-镍优先浮选”工艺流程,以自主研发的高效铜矿物捕收剂LP-01作选铜捕收剂,石灰作抑制剂,在矿浆pH为8.5的低碱介质中优先浮选铜矿物;浮选尾矿以硫酸铜作活化剂、丁基黄药作捕收剂浮选镍矿物,获得了含铜25.35%、含镍0.79%,铜回收率80.73%的铜精矿,含镍8.15%、含铜0.23%,镍回收率75.41%的镍精矿。试验指标良好,铜、镍矿物都得到了较好的浮选回收与分离。     

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。     

某低品位铜镍电镀污泥矿化—浮选工艺研究

对含Cu 0.96%、Ni 1.36%的某低品位铜镍电镀污泥开展了矿化—浮选工艺研究,通过矿物自动检测仪(MLA)、扫描电镜能谱仪(EDS)、X荧光分析仪(XRF)等分析手段,研究了污泥矿化前后的性质变化。对电镀污泥矿化后的烟化炉渣进行浮选试验研究,闭路试验获得了Cu品位5.47%、Ni品位8.03%的铜镍混合精矿,Cu、Ni作业回收率分别为91.37%和95.10%,浮选尾矿中Cu、Ni含量小于0.15%,不属于具有浸出毒性特征的危险废物。该工艺有效的实现了低品位铜镍电镀污泥的资源化回收和无害化处置。     

铅矾浮选:从锌浸出渣中回收铅的研究

用浮选法从锌浸出渣中回收铅对锌冶炼厂是有很大意义的。在我们的第一阶段研究中，研究了铅矾的可浮性和表面特性。在微量浮选试验中，研究了天然的铅矾和硫化过的铅矾同戊基钾黄药、Aerofloat和Aerophine捕收剂相互作用与捕收剂浓度、硫化钠浓度和pH之间的关系。pH、捕收剂和硫化程度影响铅的浮选回收率。硫化使捕收剂用量降到不硫化时的1／8。在第二阶段研究中，用分批浮选试验研究了用浮选法从锌浸出渣中回收铅的过程。在硫化前用水清洗浸出渣，以除去其中的可溶的组分。在低pH时，除去的锌的量最多。研究了以下不同参数对硫化过程的影响：硫化钠浓度、戊基钾黄药浓度、硅酸钠浓度和pH。硫化钠浓度对铅回收率的影响很大。硫化浸出渣所需要的硫化钠用量为硫化纯铅矾用量的3倍。浸出渣脱泥和粗精矿再精选可以提高精矿铅品位。     

某难选微细粒铜镍硫化矿选矿新工艺研究

为综合回收某难选微细粒铜镍硫化矿, 采用铜镍等可浮浮选工艺对其进行了选矿试验研究。结果表明, 在-0.074 mm粒级占80%的磨矿细度下以高选择性的铜矿物捕收剂ZP-02预先浮选铜矿物及部分连生交代、可浮性好的镍矿物, 获得的粗精矿精选后以石灰作抑制剂进行铜镍分离, 浮铜尾矿以硫酸铜作活化剂、丁基黄药作捕收剂浮选镍矿物, 获得了良好的试验指标。采用铜镍等可浮浮选工艺获得了含铜21.57%、含镍0.86%、铜回收率为71.18%的铜精矿, 含镍5.57%、含铜0.44%、镍回收率为25.26%的镍精矿1和含镍5.68%、含铜0.34%、镍回收率50.06%的镍精矿2, 解决了传统工艺分选该铜镍矿石指标差的难题。     

黄铁矿浮选适宜工艺技术条件研究

为了了解影响黄铁矿高效回收的因素,对黄铁矿纯矿物进行了浮选矿浆pH值、捕收剂种类及用量、矿浆浓度、给矿粒度、浮选时间等工艺技术参数的考察。结果表明,在pH值为2、捕收剂SP-1用量为40 mg/L、起泡剂2~#油用量为20 mg/L、矿浆浓度为12%、给矿粒度为74～26μm、浮选时间为4 min情况下,黄铁矿的浮选回收率为96.1%;在其他试验条件相同情况下,实验室研发的新型捕收剂SP-1对黄铁矿的捕收效果明显优于丁基黄药。     

国外某低品位铜锌硫化矿浮选分离试验研究

国外某低品位铜锌硫化矿矿床属于矽卡岩型，为确定该矿石中有价金属开发利用的可行性，进行了选矿试验。研究表明，矿石中铜品位为0.38%，锌品位为1.26%，针对矿样组成特性，确定了优先浮选铜， 选铜后的尾矿再浮选锌的工艺流程处理该硫化矿矿石。在磨矿细度为-0.074 mm占74.60%的条件下，选用石灰为矿浆pH调整剂，硫酸锌和亚硫酸钠为组合抑制剂，Z-200为捕收剂优先浮选硫化铜矿物；对选铜尾矿继续 采用石灰调节矿浆pH值，硫酸铜活化被抑制的锌矿物，丁基黄药为捕收剂浮选硫化锌矿物的药剂方案，经“2粗2精”选铜、“1粗3精2扫”选锌的闭路试验，最终获得铜精矿铜品位和回收率分别为22.55%、85.19%和锌 精矿锌品位和回收率分别为44.83%、74.36%，有效地实现了铜锌硫化矿的分离与回收，为国外该类型硫化矿矿石的开发利用提供依据。     

吉林某难选铜镍硫化矿石选矿试验

吉林某难选铜镍硫化矿石铜品位为0.19%、镍品位为0.42%。矿石中铜镍矿物共生密切,嵌布粒度微细。为给该矿石的开发利用提供依据,进行了铜镍混合浮选-分离浮选试验。结果表明：在磨矿细度为 -0.074 mm占80%条件下,以硫酸铜为活化剂、乙基黄药+丁铵黑药为捕收剂、2号油为起泡剂、CMC为精选抑制剂,经1粗3精2扫铜镍混合浮选获得铜镍混合精矿,铜镍混合精矿再磨至-0.038 mm占90%,以石灰为抑制剂、乙基黄药为捕收剂,经1粗3精2扫铜镍分离浮选,获得了铜品位为24.62%、铜回收率为79.04%、镍品位为0.73%、镍回收率为1.06%的铜精矿及镍品位为5.73%、镍回收率为75.85%、铜品位为0.11%、铜回收率为3.22%的镍精矿,实现了铜镍的有效综合回收。     

丁基黄药用作沐川黄丹石英砂岩浮选除铁提纯捕收剂的试验研究

四川沐川黄丹石英砂岩含有害杂质Fe2O3,以黄铁矿细小颗粒赋存于矿石中,采用丁基黄药作为浮选捕收剂,进行浮选除铁提纯试验研究.试验结果表明:采用捕收剂丁基黄药反浮选法进行除铁提纯,能够取得明显的综合提纯效果;其优化工艺参数为:矿浆pH值为5,矿浆浓度为25%,捕收剂用量为260g/t,浮选时间为15min,起泡剂2#油...     

硫化矿物无捕收剂浮选工艺因素与工业实践

本文通过单矿物及矿石浮选试验,电化学测试及溶液平衡计算系统地研究了影响硫化矿物无捕收剂浮选的工艺因素。电位调整剂可控制矿浆电位并与硫化矿物表面存在化学作用;pH 调整剂控制矿浆pH 值并影响矿浆电位;不同起泡剂对无捕收剂浮选影响较大,以HLB 值相对较大的起泡剂较好;金属离子、搅拌条件、矿物表面初始状态等都影响硫化矿物无捕收剂浮选的效果。采用无捕收剂浮选工艺可选择性分选铜硫矿石,在工业上是可能实现的。     

某地区磁黄铁矿型铅锌硫化矿浮选试验研究

对某地区难选磁黄铁矿型铅锌硫化矿开展了铅、锌综合回收工艺试验研究。以新型酯类铅矿物捕收剂ZQ-11与25^#黑药组合作铅捕收剂浮选铅矿物,铅浮选尾矿进行磁选脱硫,脱硫尾矿以丁基黄药作捕收剂浮选锌矿物,在原矿铅品位1.84%、锌品位4.53%情况下,闭路试验获得了铅品位62.57%、含锌3.30%、铅回收率89.49%的铅精矿和锌品位43.37%、含铅1.01%、锌回收率85.79%的锌精矿,实现了难选磁黄铁矿型铅锌硫化矿的有效回收。     

高铁泥化钼铅矿浮选新工艺试验研究

针对贵州某地高铁泥化钼铅矿的特点,采用硫化-黄药浮选方法进行了钼铅矿的浮选回收试验。试验研究结果表明采用硫化法能够有效实现钼铅矿的浮选,六偏磷酸钠的添加能够改善矿浆的分散性能,钼铅矿捕收剂以异戊基黄药效果最好,添加煤油能够增强钼铅矿表面的疏水性,加温浮选能够明显改善硫化效果和浮选指标。采用该浮选工艺成功进行了工业试验,在给矿钼品位为0.67%条件,浮选精矿钼品位可以达到5.8%,回收率达到76%。     

黄药类捕收剂与载金黄铁矿的作用机理研究

研究了黄药类捕收剂在载金黄铁矿表面上的吸附机理。浮选试验结果表明, 乙黄药、丁黄药和Y-89用量为20～40 mg/L时, 载金黄铁矿上浮率能达到80%~90%; 矿浆pH值对载金黄铁矿可浮性影响较大, 在pH=4～8条件下, 载金黄铁矿可浮性较好, pH>8后, 可浮性下降; 黄药类(乙黄药、丁黄药、Y-89)捕收剂对亚铁离子具有较好的选择性, 对金离子选择性较小。吸附量试验结果表明, 捕收剂在载金黄铁矿表面吸附量随着药剂浓度增大基本呈线性增加, 且随着pH值增加逐渐降低, 在酸性条件下, 吸附量较大, 当pH>8后, 吸附量快速降低。载金黄铁矿与黄药类捕收剂作用前后的红外光谱表明, 捕收剂在载金黄铁矿表面产生了吸附。     

微波预处理对萤石浮选的影响机理研究

为研究微波预处理对萤石浮选的影响机理,分别对萤石纯矿物、去离子水、矿浆和添加捕收剂的矿浆进行微波预处理,研究不同pH值、捕收剂浓度、预处理时间和微波功率对萤石浮选回收率的影响。结果表明,在最佳试验条件下,微波预处理纯矿物、去离子水和添加捕收剂的矿浆后,浮选回收率有所提高,同时pH值调整剂及捕收剂用量均有所减少;而微波预处理矿浆的浮选回收率有所下降。Zeta电位及红外光谱检测结果表明,微波预处理纯矿物、去离子水后,矿物表面正电性增强,促进了捕收剂油酸钠的吸附;微波预处理矿浆,矿物表面正电性减弱,抑制了油酸钠的吸附。     

十二胺聚氧乙烯醚对石英的捕收性能

通过石英单矿物浮选试验和实际磁铁矿石磁选精矿反浮选试验,比较了十二胺聚氧乙烯醚与十二胺和十二烷基丙基醚胺对石英的捕收性能,并通过吸附热、吸附量和吸附过程焓变的测定比较了3种捕收剂与石英表面作用的强弱。单矿物浮选试验结果表明,3种捕收剂最适宜的矿浆pH条件均为6~8,但无论矿浆pH如何变化,十二胺聚氧乙烯醚对石英的捕收能力都强于另两种捕收剂。实际矿样反浮选试验结果显示,十二胺聚氧乙烯醚可在比另两种捕收剂更低的用量下获得比另两种捕收剂更好的分选指标,说明十二胺聚氧乙烯醚不仅捕收能力强,而且选择性好。吸附热、吸附量和吸附焓变测定结果显示,不同pH下3种捕收剂在石英表面的吸附都是自发进行的,且均为物理吸附,但十二胺聚氧乙烯醚在各pH下与石英表面的吸附作用都比另两种捕收剂强,从而有力地支持了浮选试验所得结果。     

黄铜矿与磁黄铁矿浮选分离行为及机理研究

通过黄铜矿与磁黄铁矿的单矿物浮选试验,研究矿浆pH、捕收剂丁黄药、抑制剂石灰对其浮选行为的影响。利用红外光谱、循环伏安测试技术,研究其浮选分离的机理。单矿物浮选试验结果表明黄铜矿和磁黄铁矿浮选分离的最佳条件为pH=10,丁黄药浓度为20 mg/L,石灰浓度为300 mg/L。红外光谱测试结果表明丁黄药在矿物表面氧化生成双黄药并通过化学吸附吸附在矿物表面,石灰在磁黄铁矿表面生成氢氧化钙和硫酸钙组成的钙膜。循环伏安测试表明在未添加丁黄药时黄铜矿表面氧化生成疏水的硫单质和硫化铜,磁黄铁矿表面会生成亲水的氢氧化物。