Selective separation of Cu(Ⅱ),Zn(Ⅱ),and Cd(Ⅱ)by solvent extraction

An experimental investigation was presented on the separation of Cu（Ⅱ）, Zn（Ⅱ）, and Cd（Ⅱ） from a rich sulfate leachate of zinc slag by solvent extraction. The results of orthogonal experiments indicate that LIX 984N is highly selective and very efficient in the extraction of Cu（Ⅱ）, and the analysis of variance indicates that the sequence of parameters according to their influence on the separation efficiency is phase ratio 〉 LIX 984N concentration 〉 pH value 〉 extraction time. The optimal condition for copper extraction is obtained as 25% of LIX 984N concentration, 7 rain of extraction time, 3：2 of phase ratio O/A, and pH = 1.7. The separation of Zn（Ⅱ） and Cd（Ⅱ） was performed after the copper extraction from the raffinate. Comparative analysis of the separation with di-2-ethylhexyl phosphoric acid （D2EHPA）, D2EHPA-tributyl- phosophate （TBP） synergistic extracting system, and 2-ethylhexyl phosphonic acid mono 2-ethylhexyl ester （HEHEHP） was made at pH = 2.0. It is demonstrated that the extraction efficiency with D2EHPA is improved after being saponified by sodium hydroxide, and D2EHPA-TBP synergistic extracting, as well as HEHEHP, has a superior selectivity to Zn（Ⅱ） over Cd（Ⅱ）.

Sulfidation roasting of zinc leaching residue with pyrite for recovery of zinc and iron

Zinc leaching residue(ZLR) contains high content of valuable metals such as zinc and iron. However, zinc and iron mainly exist in the form of zinc ferrite, which are difficult to separate and recover. This study proposed a new process involving sulfidation roasting, magnetic separation and flotation to recover zinc and iron in ZLR. Through sulfidation roasting of ZLR with pyrite, zinc and iron were converted into ZnS and Fe3 O4. The effects of pyrite dosage, roasting temperature and roasting time on the sulfidation of zinc in ZLR were investigated. The results showed that the sulfidation percentage of zinc reached 91.8% under the optimum condition. Besides, it was found that ball-milling was favorable for the separation and recovery of zinc and iron in sulfidation products. After ball-milling pretreatment, iron and zinc were enriched from sulfidation products by magnetic separation and flotation. The grade of iron in magnetic concentrates was 52.3% and the grade of zinc in flotation concentrates was 31.7%, which realized the recovery of resources.

Depressing behaviors and mechanism of disodium bis(carboxymethyl) trithiocarbonate on separation of chalcopyrite and molybdenite

This work focuses on the organic depressant,disodium bis(carboxymethyl)trithiocarbonate(DBT),as a selectivedepressant in copper?molybdenum sulfide flotation separation.Micro-flotation,Zeta potential,FTIR and XPS measurements werecarried out to investigate the selective depression mechanism of DBT on chalcopyrite.Zeta potential and FTIR measurementsrevealed that DBT had higher affinity for chalcopyrite than molybdenite and the XPS results of chalcopyrite before and aftertreatment with DBT further proved that DBT adsorbed on chalcopyrite surface.The investigation indicates that the mechanism ofDBT adsorbing on chalcopyrite is mainly physical adsorption.Locked circuit experiments were carried out and the results showedthat DBT could be considered as a cleaner option in commercial Cu?Mo flotation separation circuits.

低品位难选铜矿铜硫高效浮选分离试验研究

我国滇西地区有大量难选低品位铜矿亟待开发利用。某铜矿含铜0.35%、含硫6.31%。为实现矿石中铜硫高效富集与分离,获得铜精矿和硫精矿产品,根据矿石矿物组成及铜的化学物相分布情况,对该低品位难选铜矿进行铜硫高效浮选分离试验研究,确定采用“铜硫混合浮选—混合粗精矿再磨-抑硫浮铜”工艺,在分析铜硫浮选分离机理的基础上,系统研究了磨矿细度、浮选药剂、混合粗精矿再磨细度、pH值等因素对铜硫浮选及分离的影响。试验采用乙基黄药和丁基黄药为铜硫混合浮选的组合捕收剂、松醇油为起泡剂,对得到的铜硫混合粗精矿再磨后采用石灰抑制硫矿物,以Z-200捕收铜矿物;在磨矿细度为-0.074 mm占85%,乙基黄药和丁基黄药用量为150+150 g/t、Z-200用量20 g/t、pH为12的条件下,经过铜硫一次粗选两次扫选一次精选,铜硫粗精矿再磨至-0.038 mm占85%,铜一次粗选两次扫选两次精选浮选闭路流程,获得了Cu品位为19.51%、Cu回收率为91.98%的铜精矿和S品位为40.77%、S回收率为84.51%的硫精矿,铜硫富集及分离试验指标良好。研究成果为类似低品位难选铜矿的铜硫高效浮选富集与分离提供了较好的借鉴,对于提高铜硫资源的综合利用率和降低生产成本具有重要的意义。

云南腾冲微细粒铜锌硫化矿选矿试验研究

针对云南腾冲铜锌硫化矿开展试验研究,矿样X荧光光谱分析和多元素化学分析结果表明,矿样中主要的有价元素为Cu、Zn,其他金属元素品位相对较低,矿石含铜0.38%、含锌1.45%,铜主要以硫化铜的形式存在,锌主要以硫化锌的形式存在。矿石矿物组成结果表明,矿样中主要的有用矿物为黄铜矿、闪锌矿,脉石矿物主要为石英,其次为绢(白)云母、透闪石、绿泥石、石榴石、方解石、萤石等。黄铜矿和闪锌矿的嵌布特征分析结果表明,铜锌矿物嵌布粗细不均匀,约有10.90%的铜矿物、29.40%的锌矿物呈微细粒(粒度小于30μm)包裹于脉石矿物中,难以得到高效回收,闪锌矿背散射电子图和能谱分析结果表明,闪锌矿中含S 32.21%、Fe 9.14%、Zn 57.23%,属于铁闪锌矿,不利于锌精矿品位的提高。根据矿样性质,在磨矿细度为-0.074 mm占92%的条件下,采用硫酸锌+亚硫酸钠作锌抑制剂,用量为(2000+1000)g/t,Z-200作铜捕收剂,用量为15 g/t,采用硫酸铜作锌活化剂,用量为100 g/t,新型高效选择性药剂A2作锌捕收剂,用量为60 g/t,通过对锌粗精矿进行再磨再选,确定锌粗精矿的再磨细度为-0.037 mm占90%,采用“一粗一扫两精”选铜、“两粗一扫三精”选锌的全流程闭路试验,获得了铜品位18.93%、回收率76.19%的铜精矿和锌品位40.85%、回收率76.85%的锌精矿。

低品位微细粒铜铅硫化矿高效浮选分离试验研究

云南某地有大量低品位铜铅硫化矿资源,含铜0.37%、含铅1.21%,铜铅硫化矿的嵌布粒度细,其中-19+4.8μm的微细粒级在黄铜矿和方铅矿中分别占60.76%和67.20%,选别难度较大。为有效回收其中的铜矿物和铅矿物,对该低品位铜铅硫化矿进行了高效浮选分离研究,探讨了混合浮选及混合粗精矿再磨再选技术在铜铅分离中的应用。对矿石性质进行分析,其主要有价矿物为硫化铜和硫化铅,含量分别为0.25%和1.15%;根据矿石组成及粒度分布情况,试验采用铜铅混合浮选—粗精矿再磨—铜铅浮选分离工艺,研究了磨矿细度、药剂制度、混合粗精矿再磨细度等因素对铜铅浮选分离的影响,确定了铜铅混浮的最佳条件为磨矿细度-0.074 mm占80%,抑制剂石灰用量2000 g/t,组合捕收剂(苯胺黑药与Z-200按2∶1混合)用量90 g/t,粗精矿再磨细度-0.074 mm占90%,铜铅分离时抑制剂巯基乙酸钠用量400 g/t;经过浮选闭路试验,最终获得了铜精矿Cu品位22.01%、Cu回收率86.86%,铅精矿Pb品位64.84%、Pb回收率85.98%的良好指标,实现了铜铅高效富集与分离。混合浮选再磨再选技术为低品位铜铅硫化矿的高效利用提供了一种有效的方法,对于提高矿石的回收率和降低生产成本具有重要意义。

新型组合抑制剂在铜铅分离浮选中的应用

针对铜铅硫化矿可浮性相近和精矿中铜铅互含高的技术难题,重点对某铜铅混浮精矿进行铜铅分离试验研究,旨在提高铜铅精矿的浮选指标。试样采用云南某铜铅混浮精矿,经分析试样中含铜8.32%,含铅31.56%,硫化铜占总铜93.55%;硫化铅占总铅94.59%。粒度分析得出铜铅混浮精矿粒度在-0.045 mm以下的占85.89%,粒级较细,分离难度大。试验主要考察了脱药剂活性炭+硫化钠用量、抑制剂种类及用量、捕收剂用量对浮选指标的影响,并确定最佳的药剂制度为脱药剂活性炭+硫化钠用量为1400 g/t+2000 g/t,抑制剂(F1+C2)用量为100 g/t+100 g/t,捕收剂Z-200用量为20 g/t,通过流程结构确定合适的工艺流程进行浮选开路和闭路试验。试验结果表明,通过“一粗二精一扫”工艺流程,闭路试验最终获得了铜回收率为90.66%,品位20.96%,含铅4.95%的铜精矿;铅品位为44.53%,铅回收率为94.87%,含铜1.05%的铅精矿。铜精矿和铅精矿的分离效果良好,能有效降低精矿中铜铅的互含,实现铜和铅的高效回收,为铜铅混浮精矿的利用提供了技术支撑;采用新型组合抑制剂(F1+C2)对方铅矿具有良好的抑制作用,而对黄铜矿抑制作用相对较弱,其抑制机理可能是F1和C2分子中的羟基和羧基与方铅矿作用从而抑制了方铅矿可浮性。该新型组合抑制剂均为价格低廉、应用广泛的有机药剂,对环境友好,且药剂用量少,效果显著,具有良好应用前景。

铜钼混合精矿预处理及强化分离研究进展

铜和钼是国家高度重视的重要有色金属资源,通常以黄铜矿和辉钼矿的形式存在于斑岩型铜钼矿中。目前,工业上常用铜钼混合浮选-铜钼分离工艺来处理铜钼矿,然而,混合浮选阶段残留的大量药剂会导致后续的分离过程变得困难,需要通过脱药预处理等工艺来改善分离效果。详细综述了目前国内外科研工作者提出的铜钼混合精矿预处理及强化分离方法,包括以最大限度地脱除矿浆中残留的浮选药剂,降低黄铜矿的可浮性,从而提高辉钼矿回收率为目的的机械再磨法、浓缩法和吸附法等脱药预处理工艺;通过对铜钼混合精矿进行氧化处理,使黄铜矿表面被CuO、Cu(OH)_(2)、FeOOH、Fe_(2)(SO_(4))_(3)等亲水氧化产物覆盖,从而受到抑制,增大铜钼矿表面可浮性差异的氧化剂氧化、等离子体氧化、电化学氧化和加温氧化等氧化预处理工艺;以及利用黄铜矿与辉钼矿的磁性差异进行分离的脉动高梯度磁选工艺;针对辉钼矿高度分散与细粒浸染特点的浮选柱浮选工艺;用超声来促进药剂在矿物表面作用的超声处理工艺;可以增强泡沫稳定性的海水浮选工艺和通过调控矿浆电位来控制铜钼矿浮选行为的电位调控浮选法工艺。介绍了研究进展并分析了存在的主要问题,展望了未来铜钼浮选分离的研究方向,旨在对铜钼分离技术的研究提供参考。

铜硫浮选分离工艺及药剂研究进展

黄铜矿作为关键的硫化铜矿物,在自然界中常与黄铁矿紧密共生。鉴于这2种矿物的浮选特性极为相似,在浮选过程中实现二者的有效分离具有一定难度。综述了黄铜矿与黄铁矿表面浮选特性的差异,总结了多种硫化铜矿浮选技术,包括优先浮选法、混合浮选法、快速浮选法、异步浮选法及分支浮选法等,并阐述了各自具有的独特技术特点,探讨了铜硫浮选分离过程中捕收剂与抑制剂的研究现状,使相关作用机理逐渐清晰。同时,对铜硫浮选分离技术与药剂研发的发展方向进行了展望,以期为铜硫浮选分离研究提供理论基础和实践指导。

青海某铜铅锌多金属矿选矿工艺研究

针对青海某铜铅锌多金属矿,进行了不同类型捕收剂对铜铅锌浮选分离影响的试验,重点考察了新型捕收剂4037B、P5100C、QBSC的选别效果。结果表明:P5100C和QBSC更有利于铜、铅分离,在最佳条件下,采用铜快速浮选—铜铅混选—铜铅再磨分离—锌浮选流程,获得铜品位35.56%、铜回收率75.23%的铜精矿;铅品位45.02%、铅回收率71.92%的铅精矿;锌品位41.49%、锌回收率72.58%的锌精矿;含铜20.14%、含铅8.90%、含锌28.38%,铜回收率11.93%、铅回收率6.77%、锌回收率11.81%的混合精矿。全流程铜总回收率97.94%,铅总回收率96.62%,锌总回收率92.64%。

云南某细粒铜钼混合精矿分离工艺优化及工业应用

云南某细粒硫化铜钼混合精矿中主要有价金属元素为铜和钼,矿石中主要矿物为黄铜矿和辉钼矿,脉石矿物主要是石英和云母,铜、钼矿物嵌布粒度较细,与脉石矿物复杂共生。针对混合精矿分离难度大、分离指标较差、药剂单耗用量大、药剂成本高的现状,结合混合精矿含钼品位的上升,在工艺矿物学研究基础上,开展了选矿试验研究。通过对原有工艺及药剂制度进行优化试验,研制了新型铜钼分离药剂D117和D118,其中D117为铜抑制剂,D118为调整剂。在原矿铜品位20.75%、钼品位0.47%的条件下,采用“抑铜浮钼”、一次粗选、四次精选、一次扫选浮选工艺,获得钼品位45.15%、铜品位1.03%、钼作业回收率85.65%的钼精矿及含钼0.069%、铜品位20.92%、铜作业回收率99.96%的铜精矿,取得了良好的实验室选别指标。将研究成果应用于工业生产后,浮选浓度由18%提升至33%,系统台效由17.4 t/h提高至25.9 t/h,钼作业回收率由66.11%提升至80.55%,年产钼金属由286 t提高至710 t。同时,D117、D118新型小分子药剂的使用取消了水玻璃的添加,并大幅降低了硫化钠用量,硫化钠粗选用量由设计之初125000 g/t降至6000 g/t,降幅达95.20%。通过药剂制度的持续优化,进一步压缩了硫化钠用量,硫化钠单耗由13.4 kg/t降至7.53 kg/t,D117单耗由6.18 kg/t降至3.98 kg/t,在药剂成本大幅度降低的前提下,实现了铜钼分离系统处理量及生产指标的双提升。

铜锌多金属矿选锌尾矿再选铜工艺的超细磨优化研究

研究了超细磨粒度和浓度对选锌尾矿再选铜指标的影响。通过在不同的超细磨粒度(80%-32μm、80%-29μm、80%-20μm、80%-15μm)和不同的超细磨浓度(38%、43%、47%)下进行浮选试验,揭示了超细磨粒度的减小,总体上提高了铜精矿的Cu品位,尤其在80%-20μm时达到最优,品位为3.96%,回收率为29.02%。超细磨过磨会导致回收率降低。超细磨浓度的增加对铜精矿品位和回收率产生显著影响,其中43%的超细磨浓度表现出最佳的铜回收效果。

云南某低品位铅锌硫化矿选矿试验研究

云南某低品位硫化铅锌矿含Pb0.42%、Zn0.39%,矿物组成较复杂,含有方铅矿、白铅矿、闪锌矿、氧化锌矿等多种矿物。采用铅锌混合浮选抛尾—铅锌分离选矿流程回收利用该铅锌矿。结果表明,采用该处理工艺可获得Pb品位70.34%、Pb回收率84.06%的铅精矿,Zn品位45.74%、Zn回收率80.65%的锌精矿。

河南某含金银硫化铜矿选矿试验研究

对河南某含金银硫化铜矿开展了工艺矿物学和选矿试验研究。结果表明:矿石中主要有用元素铜含量为0.82%,伴生的有益组分为硫、金和银,主要有用金属矿物为黄铜矿、辉铜矿和黄铁矿,脉石矿物主要为石英。试验以新型药剂TB1021为铜硫分离捕收剂,采用混合浮选—铜硫分离工艺获得铜精矿和硫精矿,硫精矿再经摇床重选回收部分微细粒铜精矿。混合浮选采用丁基黄药和丁铵黑药组合捕收剂,总药剂用量为120 g/t,采用一粗两精三扫工艺流程;铜硫分离浮选采用新型捕收剂TB1021,采用一粗三精三扫工艺流程。最终获得铜品位为15.21%、铜回收率为80.13%,金品位为3.02 g/t、金回收率为66.51%,银品位为160.43 g/t、银回收率为41.82%的铜精矿,以及硫品位为49.13%、回收率为54.34%的硫精矿。

酒钢肃南宏兴矿业铜尾矿中有价元素回收试验研究

酒钢肃南宏兴矿业铜矿石中伴生有价元素Fe、Ba,Fe主要以菱铁矿的形式赋存、Ba以重晶石的形式赋存,浮选选铜后有价元素Fe、Ba富集于尾矿中。试验确定铜尾矿有价元素回收工艺为强磁选-悬浮焙烧-磨矿-弱磁选回收铁精矿,强磁选尾矿浮选回收重晶石。采用此工艺,在铜浮选尾矿含Fe 10.8%、BaO 4.7%的情况下,试验回收铁精矿含Fe 56.4%,回收重晶石含BaSO 488.79%。由于Fe回收只需新建强磁选和脱水工序,强磁选回收铁矿粉进酒钢选矿厂现有悬浮磁化焙烧选别系统即可,投资小、易实施。

硫化铜矿快速-分支浮选新工艺探索

以云南思茅大平掌铜矿为研究对象,针对铜硫浮选分离工艺中存在药耗大、能耗高和浮选指标不理想等问题,采用分支浮选的方法浮选该铜矿。在对该矿工艺矿物学分析的基础上,对比研究了单支浮选和分支浮选工艺的浮选效果,并重点研究了快速-分支浮选联合工艺处理该矿的浮选效果。结果表明,目的矿物黄铜矿嵌布粒度较粗且与黄铁矿致密共生、连生。磨矿细度为-0.074 mm含量占比为70%时,大部分黄铜矿物得以单体解离,满足铜矿石选别工艺要求。分支浮选流程可有效提高精矿品位,技术优势明显,其中“快速-分支”联合浮选新工艺的技术指标最优,实现了大平掌硫化铜矿的高效回收和“增质降耗”。与常规单支浮选工艺指标相比,“快速-分支”浮选新工艺在保证铜回收率稳定的情况下可显著降低复合黄药和起泡剂DEP的用量,二者用量分别减少12%和31%左右,此时铜品位却有1.45个百分点的提升。在贵金属综合回收方面,新工艺对金银的回收同样存在明显的提升效果,金和银品位分别提高0.18和9.40个百分点,回收率分别提高3.01和13.97个百分点。

低碱条件下新型抑制剂实现铜硫高效分离的试验研究

针对铜硫浮选分离过程中大量添加石灰引起的管道堵塞、矿浆环境差等问题,开发了一种新型黄铁矿抑制剂BY,应用于缅甸某硫化铜矿浮选试验并获得了良好的指标。该矿石含铜1.4%、硫8.95%,主要含铜矿物为黄铜矿,含硫矿物为黄铁矿和磁黄铁矿。采用抑制剂BY通过一粗两精一扫的浮选工艺流程,获得的铜精矿Cu品位为25.13%、回收率为93.47%,S品位为33.97%、回收率为19.93%。与石灰相比,精矿中铜品位和回收率分别提高了0.99和0.16个百分点,硫品位和回收率分别降低了1.01和2.14个百分点,闭路试验粗选pH值可由12降低至9.7,可实现低碱环境中铜硫的高效分离。

铜熔炼渣的火法回收工艺与铅锌锑富集规律

铜精矿火法冶金后产生的熔炼渣经浮选回收铜后,尾渣含Pb、Zn和Sb,仍具有一定回收经济价值。浮选法对铜熔炼渣中Pb、Zn和Sb的回收率低,而火法熔炼通过高温和碳热还原可以有效分离这些元素。对直接还原熔炼、造锍还原熔炼和氧化-还原熔炼3种典型的火法回收工艺进行了对比中试试验。结果表明:火法回收工艺可达到理想的铜回收率,但不同工艺对Pb、Zn和Sb的回收效果不同;直接还原熔炼提高了Pb的回收率;造锍还原熔炼提高了Zn的回收率;熔炼法需消耗大量还原剂和能源,经济性需慎重考虑。火法熔炼适合作为铜回收的备用工艺进行研究。

矿浆难免离子对铅锌硫化矿分离的影响研究进展

这是一篇矿物加工工程领域的论文。矿浆溶液中普遍存在一些难免离子,并且其中存在的难免离子对铅锌硫化矿的浮选分离有着重要影响。矿浆中难免离子主要来源于选厂用水、矿物自身溶解、活化剂或者抑制剂解离以及流体包裹体释放引入的原生离子和磨矿过程中引入的次生离子。本文对矿浆中引入的原生离子以及磨矿体系引入的次生难免离子对铅锌硫化矿浮选分离的影响进行了总结分析发现,不论是原生离子还是次生离子对铅锌硫化矿浮选行为的影响均较为明显,较多的学者针对这种现象进行了大量的研究。通过药剂调控以及改变磨矿环境等方法已经取得了较大的突破,为后续研究者提供了重要的研究思路。本文的关注点是将前人的研究成果与现场工艺紧密结合,在不影响工业经济情况下如何从源头消除难免离子,如何从现场工艺中降低难免离子对浮选指标的影响仍是未来研究的重要方向。