Separation of sulfide lead-zinc-silver ore under low alkalinity condition

A complex lead-zinc-silver sulfide ore containing 2.98% Pb, 6.49% Zn and 116.32×10-4% Ag (mass fraction) from Yunnan Province, China, was subjected to this work. Research on mineral processing was conducted according to the properties of the lead-zinc-silver ore. Under low alkalinity condition, the lead minerals are successfully separated from the zinc minerals with new reagent YZN as zinc depressant, new reagent BPB as lead collector, CuSO4 as zinc activator and ethyl xanthate as zinc collector. The associated silver is mostly concentrated to the lead concentrate. With the process utilized in this work, a lead concentrate of 51.90% Pb with a recovery of 82.34% and a zinc concentrate of 56.96% Zn with a recovery of 81.98% are produced. The silver recovery in the lead concentrate is 80.61%. Interactions of flotation reagents with minerals were investigated, of which the results indicate that the presence of proper amount of Na2S can precipitate Pb2+ and has a sulfidation on oxidized lead minerals. The results also show that Na2CO3 and YZN used together as combined depressants for sphalerite can signally improve the depressing effect of new reagent YZN on sphalerite.

内蒙古某含碳高硫锌锡矿石选矿试验研究

内蒙古某含碳高硫锌锡矿石锌品位1.02%、锡品位0.86%,硫和碳含量分别为14.02%、1.68%。矿石矿物组成较复杂,主要有用矿物为闪锌矿、锡石和黄铁矿,脉石矿物主要为石英、绿泥石和绢云母等。为确定矿石合理的开发利用工艺,采用预先脱碳—浮重联合工艺流程开展选矿试验研究。结果表明,矿石经预先脱碳、1粗1扫1精锌硫混选、1粗1扫3精锌硫分离浮选流程处理,闭路试验可得到Zn品位为45.16%、Zn回收率为71.19%的锌精矿,S品位为46.92%、S回收率81.91%的硫精矿;浮选尾矿采用摇床重选,经粗选、精选、复选和中矿再选,可获得Sn品位45.52%、Sn回收率81.99%的锡精矿,以及Sn品位3.13%、Sn回收率11.09%的锡中矿。所设计试验流程较好地解决了矿石中有机碳对浮选的不利影响,综合回收了有价矿物,可为同类矿石的开发利用提供理论借鉴。

安徽某高砷含金硫精矿硫砷分离试验研究

针对安徽某含金硫精矿砷含量较高(达5.05%),无法销售的问题,进行了砷硫分离试验。结果表明,以活性炭为脱药剂,石灰为pH值调整剂,ZJY-7为抑制剂,丁基黄药为捕收剂,2^(#)油为起泡剂,优先浮选黄铁矿,浮选尾矿磨细至-0.074 mm占82.37%,经过1粗1扫磁选分离毒砂和磁黄铁矿,获得了可销售的含硫52.16%,含砷0.48%,含金1.86 g/t,硫回收率14.32%的硫精矿1,含硫35.81%,含砷0.63%,含金0.61g/t,硫回收率64.08%的硫铁精矿2和含砷16.46%,含金8.14 g/t,砷回收率91.25%,金回收率80.22%的含金砷精矿,合计硫回收率78.40%。试验结果可为同类矿山处理高砷含金硫精矿提供参考与借鉴。

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。

铜硫浮选分离技术与药剂研究进展

硫化铜矿的选别工艺以浮选为主,黄铜矿与黄铁矿可浮性相似是二者难以分离的根本原因。总结了硫化铜矿浮选分离技术的研究现状,介绍了优先浮铜工艺、铜硫混浮-再磨-铜硫分离工艺、分支串流浮选工艺、等可浮工艺和部分优先-混合浮选工艺的特点,综述了硫化铜矿捕收剂和黄铁矿抑制剂的分类及优缺点,并展望了铜硫浮选分离技术与药剂的发展方向。

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。

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。

云南某贫细硫化铜矿石选矿工艺优化研究

云南某低品位细粒嵌布的铜矿石铜、硫品位分别为0.161%和9.704%,有价铜矿物嵌布粒度细,铜硫分离富集难度较大。为实现该硫化铜矿石资源的高效开发利用,在选厂原选矿流程及原矿工艺矿物学研究基础上,进行了系统的磨浮试验。结果表明:矿石采用磨矿—1粗2扫铜硫混合浮选—混浮粗精矿再磨—1粗3精2扫铜硫分离浮选闭路流程处理,可获得铜品位14.69%、铜回收率63.15%的铜精矿,硫品位29.16%、硫回收率75.10%的硫精矿,试验铜精矿品位较现场提高近3个百分点,铜回收率提高15个百分点以上,显著优于现场生产指标,达到了理想的综合回收铜硫效果。研究结果可作为工艺流程优化的依据。

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。

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。

锌硫分离低碱浮选药剂研究进展

闪锌矿与黄铁矿在低碱条件下的浮选分离一直是选矿领域的热点与难点。传统的锌硫分离方法通常需要在添加石灰的高碱环境下进行,但是大量使用石灰会造成管道堵塞、后续金属矿物活化困难等问题,因此无碱或低碱条件下的锌硫分离浮选药剂的选择尤为重要。综述了锌硫分离浮选药剂的研究进展,介绍了低碱抑制剂(有机抑制剂、无机抑制剂和新型抑制剂)和低碱选择性捕收剂(黄药类、阳离子捕收剂、组合捕收剂和新型捕收剂)的种类以及它们的分选机理,总结了各类低碱浮选药剂的优缺点,并探讨了在低碱环境下分离闪锌矿和黄铁矿所用浮选药剂的研究方向。

广东某高硫铁矿石脱硫工艺试验

为了合理开发利用广东某高硫铁矿石,针对铁精矿硫含量超标难以销售的问题,在矿石性质研究的基础上,进行了阶段磨矿—阶段磁选、浮选—磁选—浮选、磁选—浮选—磁选3种工艺方案的对比探索试验。试验结果表明:磁选—浮选—磁选工艺对该高硫铁矿石的脱硫效果最好,在一段磨矿细度为-0.074 mm 65%,磁场强度为80 kA/m的条件下进行弱磁选,可得到磁性产品和非磁性产品;将磁性产品再磨至-0.045 mm 90%,固定新型活化剂X用量3000 g/t,捕收剂丁基黄药用量90 g/t,起泡剂2^(#)油用量60 g/t,通过1粗1扫反浮选脱除硫铁矿,扫选尾矿在磁场强度为80 kA/m的条件下进行弱磁选,最终获得了铁品位64.88%、含硫0.42%、全铁回收率50.68%的合格铁精矿。

四川某次生硫化铜矿选矿试验研究

四川某次生硫化铜矿含铜0.42%,通过对磨矿细度、药剂种类、药剂用量以及粗精矿再磨细度等因素对选别指标的影响进行深入研究,最终采用了粗磨铜硫混选-粗精矿再磨-铜硫分离的工艺流程,得到品位为25.13%,回收率为92.35%的铜精矿,实现了该次生硫化铜矿的高效回收。

从铁矾渣侧吹熔炼—烟化法烟灰中回收锌镉及其净化除杂

研究了采用酸性浸出—硫化除杂法从铁矾渣侧吹熔炼—烟化法产出的烟灰中回收锌、镉,并选择性除去浸出液中的铜,产物用以制备镉掺杂硫化锌;在热力学分析基础上,探明了硫酸体系下锌浸出率影响因素及其浸出动力学;通过正交试验明确了各参数对硫化钠选择性除杂的影响。结果表明:烟灰中锌主要以氧化锌形式存在,其浸出过程符合混合控制,表观活化能为73.70 kJ/mol;在最佳条件下,锌浸出率达98.99%。以Na_(2)S用量为理论添加量的3.2倍,控制体系pH=2.0,铜去除率可达95.97%,同时有效保留锌、镉,实现了铜与锌、镉的选择性分离。

非洲某锌铜矿铜锌分离药剂优化试验

非洲某锌铜矿含锌3.91%、铜0.86%,因此铜锌分离是回收铜的关键。为了解决大量使用焦亚硫酸钠(SMBS)作为抑制剂造成的尾矿酸性废水等问题,以非洲某锌铜矿为试验对象,使用631取代原项目生产中的捕收剂TLQ2,得到精矿铜品位为1.77%、锌品位为9.03%、铜回收率为88.75%、锌回收率为59.33%,具有最佳的选择性,其最佳用量为40g/t;使用GX4331取代SMBS作为抑制剂,得到精矿铜品位为8.86%、锌品位为9.19%、铜回收率为83.85%、锌回收率为9.76%,且矿浆pH值也从4.44提高到了6.17,各项指标均优于SMBS,其最佳用量为1000g/t。闭路试验结果表明,使用631和GX4331得到的铜精矿铜品位为22.46%、铜回收率为62.03%、锌品位为2.76%、锌回收率为0.87%,各项指标均优于使用TLQ2和SMBS。在保证浮选指标的前提下,实现了铜和锌的高效分离,提升了尾矿废水的pH值,不仅保障了关键设备的使用年限,也有望缓解酸性废水对矿区生态的影响。

复杂难选铁矿阶段磨矿-磁选-浮选联合选矿工艺

以云南滇西某复杂难选铁矿为研究对象,采用X-荧光光谱分析(XRF)、化学多元素分析、X射线衍射(XRD)等手段对该矿石进行分析。结果表明:该铁矿所含回收价值最高的金属元素为铁,矿石中的铁元素主要以磁铁矿形式存在,硫化矿主要包括磁黄铁矿、黄铁矿和闪锌矿等,脉石矿物主要为蛇纹石和滑石等。基于该矿的矿石性质,采用阶段磨矿阶段选别、磁选和浮选脱硫的联合选矿工艺对铁矿石进行选别,通过研究磁场强度、磨矿细度、活化剂种类、捕收剂种类以及起泡剂种类等工艺参数对铁矿石磁选提质及浮选脱硫的影响规律,获得最佳工艺参数条件并依据获得的最佳工艺条件开展闭路试验,最终获得S品位为21.90%、S回收率为68.52%的硫精矿,以及TFe品位为61.56%、TFe回收率为67.41%、S含量为0.67%的铁精矿。结果可为该铁矿石资源高效利用提供支撑。

硫化铅锌矿浮选分离研究进展

铅锌分离目前仍是选矿领域的一大难题,介绍了闪锌矿和方铅矿的晶体结构与可浮性,指出了优先浮选、混合浮选、等可浮浮选和异步浮选等传统工艺以及电化学浮选、分支浮选、载体浮选和高浓度浮选等新工艺的特点和适用对象;综述了硫化铅矿捕收剂、硫化锌矿捕收剂、硫化铅锌矿调整剂的研究现状;分析指出了浮选分离工艺的发展方向为高浓度浮选工艺、低碱工艺和无氰工艺等绿色工艺,优化药剂制度和研发环保高效新药剂是未来硫化铅锌矿选矿药剂研究的重要方向。

难选高硫低品位硫化铅锌矿分选工艺研究与探讨

某难选高硫低品位硫化铅锌矿石,主要有价元素Pb、Zn、Fe和S含量分别为2.45%、2.76%、26.76%和30.63%,主要赋存矿物分别是方铅矿、铁闪锌矿和黄铁矿,含量分别为2.97%、4.76%和54.65%;矿石中方铅矿和铁闪锌矿含量较低,而黄铁矿含量超过55%,有用矿物含量差异极大;有用矿物间关系密切,存在相互共生和相互包裹,属于难选硫化铅锌矿石。为确定合理工艺流程,进行了全优先浮选、铅硫部分混合浮选及等可浮选等方案的对比试验研究。结果表明,全优先浮选得到的铅精矿Pb品位和锌精矿Zn品位均很低,通过该流程很难得到合格的铅精矿和锌精矿,主要原因为大量黄铁矿难以有效抑制,同时添加大量石灰调整pH对矿浆环境产生不利影响;铅硫部分混合浮选得到的铅精矿Pb品位偏低,但Zn回收率偏低,造成该问题主要原因为部分铁闪锌矿与黄铁矿存在连生未解离,同时大量铅硫混合精矿经再磨后黄铁矿难抑制;而等可浮选即铅硫等可浮+铅硫分离-锌硫等可浮+锌硫分离工艺流程可得到铅精矿Pb品位60.41%、Pb回收率82.38%,锌精矿Zn品位48.75%、Zn回收率81.59%的良好指标,该流程对大量黄铁矿进行了分段分选,为铅硫分离和锌硫分离提供便利条件。因此,针对该高硫低品位硫化铅锌矿石,等可浮流程稳定可靠且对矿石适应性强,可为选厂设计确定最终流程提供研究方向,并为同类型矿石开发利用提供理论借鉴。

辽宁某含金银铜硫矿选矿试验研究

辽宁某含金银铜硫矿石中主要硫化矿物为黄铁矿和黄铜矿,二者粒度粗细不均,且密切共生,金银均以微细粒为主。采用铜硫混选—混合精矿再磨—铜硫分离的试验流程进行试验,在一段磨矿细度-0.074 mm矿物含量占59.7%,再磨细度-0.074mm矿物含量占96.9%,铜硫混合浮选以碳酸钠为pH调整剂、丁基黄药为捕收剂,铜硫分离以石灰为抑制剂,乙基黄药为捕收剂。获得铜精矿铜品位为27.52%、铜回收率为83.46%,铜、硫精矿硫品位分别为38.48%和49.62%,铜、硫精矿硫回收率分别为13.89%和80.98%,硫总回收率为94.87%;铜精矿中伴生金、银回收率分别为50.70%和53.78%的效果。实现了铜硫分离与回收及伴生元素金、银的有效回收。

某矽卡岩型铜硫矿资源综合回收工艺

这是一篇矿物加工工程领域的论文。针对某矽卡岩性铜矿石嵌布粒度较细及有价元素种类多,分别为铜、硫、铁和伴生元素银的特点。比较了铜优先浮选、铜硫混合浮选-铜硫分离两种工艺对资源综合回收的影响,其中铜硫混浮-铜硫分离工艺可以实现铜、硫、银的较好回收,同时磁铁矿有一定回收价值。实验可以得到铜品位24.39%、铜回收率91.68%的铜精矿,硫品位33.10%、硫回收率61.19%的硫精矿。银在铜精矿中得到了富集,银品位185 g/t、银回收率83.21%。浮选尾矿经再磨后磁选可以增加铁精矿回收率,经过两段弱磁选可以得到铁品位56.48%,铁回收率33.84%的铁精矿,该工艺可为同类型矿石选矿提供意见参考。