Selective depression mechanism of combination of lime and sodium humate on arsenopyrite in flotation separation of Zn-As bulk concentrate

Lime(CaO)and sodium humate(NaHA)were used as the combined depressant for arsenopyrite pre-treated by CuSO_(4) and butyl xanthate.Micro-flotation tests show that the combined depressant CaO and NaHA achieved the selective depression of arsenopyrite.Closed-circuit lab-scale test results indicate that the synergistic effect of CaO+NaHA achieved a satisfactory flotation separation of sphalerite and arsenopyrite,for which the Zn grade and recovery of Zn concentrate were 51.21%and 92.21%,respectively.Contact angle measurements,adsorption amount measurements and X-ray photoelectron spectroscopy analysis indicate that the dissolved calcium species(mainly as Ca(2+))were adsorbed on the mineral surfaces,thereby promoting NaHA adsorption.Moreover,the surface of the arsenopyrite absorbed more amount of calcium species and NaHA than that of the sphalerite,thereby accounting for the strong hydrophilic surface of arsenopyrite.The adsorption of NaHA on arsenopyrite was mainly chemical adsorption through its carboxyl groups and Ca atoms,whereas that on sphalerite surface was relatively weak.

Reaction behaviors of Pb and Zn sulfates during reduction roasting of Zn leaching residue and flotation of artificial sulfide minerals

To evaluate the feasibility of recovering Pb and Zn sulfides and Ag-containing minerals from Zn leaching residue by the process of reduction roasting followed by flotation,the reaction behaviors of Pb and Zn sulfates during this process were investigated.Chemical analysis showed that the transformation ratios of PbSO4 and ZnSO4 could reach 65.51%and 52.12%,respectively,after reduction roasting,and the introduction of a sulfidation agent could improve the transformation ratios of these sulfates.scanning electron microscopy-energy dispersive spectroscopy(SEM-EDS)revealed that temperature obviously affects the particle size,crystal growth,and morphology of the artificial Pb and Zn sulfide minerals.Particle size analysis demonstrated that the particle size of the materials increases after roasting.Flotation tests revealed that a flotation concentrate composed of 12.01wt%Pb,27.78wt%Zn,and 6.975×10^(−2)wt%Ag with recoveries of 60.54%,29.24%,and 57.64%,respectively,could be obtained after roasting.

Development in selective flotation of galena from lead-zinc-iron sulfide ores in China

A new technique for the flotation separation of lead zinc iron sulfide ores has been developed and applied to several mills in China. It is characterized by the matching of relationships among pulp pH, pulp potential, flotation collector inside grinding mill. The flotation separation of galena and sphalerite has been accomplished without the addition of any conventional depressant of sphalerite such as zinc sulphate. Lime is used as a regulator and stabilizer of pulp pH and potential. Diethyldithiocarbamate (DDTC), not xanthate, is determined as a collector for the selective flotation of galena from the Pb Zn Fe sulfide ores. The laboratory scale tests, the plant scale tests and the plant operations have all shown that the best separation results can be achieved at pH of 12.4～12.6, the pulp potential of 160～180 mV. The operation practice in the four plants has confirmed that compared with conventional flotation flowsheet, our new technology can greatly improve the flotation results, reduce the flotation time and the number of flotation cell, and increase the stability of operation and the adaptability to changes in ore properties. All these advantages have made this four plants more profitable.

有机调整剂DP115添加顺序对Z-200在黄铜矿和闪锌矿表面吸附的影响

研究了有机抑制剂DP115(改性聚丙烯酰胺有机大分子)及其与Z-200不同添加顺序对黄铜矿和闪锌矿浮选行为的影响。单矿物浮选试验结果表明,当先加入有机大分子抑制剂DP115时,DP115对闪锌矿有较强的抑制作用,对黄铜矿有轻微的抑制作用;当DP115后于Z-200加入时,对黄铜矿的抑制作用减弱,而对闪锌矿的抑制作用增强。黄铜矿-闪锌矿(1∶1)的二元人工混合矿浮选分离试验结果表明,在相同的浮选条件下,与抑制剂先加相比,抑制剂DP115后于Z-200添加的浮选选择性分离指数提高10.09。人工混合矿浮选分离试验结果与单矿物浮选试验规律有很好的一致性,验证了单矿物的浮选试验结果。吸附量测定结果表明,Z-200强烈吸附在黄铜矿表面,DP115对Z-200在黄铜矿表面吸附的影响较小,而Z-200与闪锌矿表面作用相对较弱,DP115与闪锌矿表面作用较强并通过竞争吸附作用而解吸闪锌矿表面吸附的Z-200。飞行时间二次离子质谱研究表明,与DP115先加时相比,DP115后加时,黄铜矿表面吸附的DP115亲水化合物更少、Z-200更多,而闪锌矿表面吸附的DP115亲水化合物更多、Z-200更少。因此,DP115后于Z-200添加时更有利于铜锌分离。

西藏某富银铅锌矿浮选试验研究

西藏某富银铅锌矿石铅品位为2.62%,锌品位为4.46%,伴生银品位为161 g/t。为开发利用该矿石,进行了优先浮铅—铅尾浮锌的优先浮选试验。结果表明,在磨矿细度-0.074 mm占80%条件下,以石灰为调整剂、亚硫酸钠和硫酸锌为抑制剂、乙硫氮和丁基黄药为捕收剂、A5为捕收-起泡剂,经1粗2精2扫选铅,浮铅尾矿以石灰为调整剂、硫酸铜为活化剂、丁基黄药为捕收剂、2#油为起泡剂,经1粗2精2扫浮锌,获得了铅精矿含铅49.06%、含银2842 g/t,铅回收率95.12%、银回收率89.67%,以及锌精矿含锌47.16%、锌回收率88.61%的浮选技术指标。伴生元素银以较高的回收率富集于铅精矿中,实现了资源的综合回收。

内蒙古某富银铅锌硫化矿浮选分离试验研究

内蒙古某富银铅锌矿中含Pb 1.89%、Zn 1.84%、Ag 125 g/t,为了回收其中的有价元素,在研究矿石性质的基础上进行了浮选试验研究。结果表明,Pb、Zn分别主要以方铅矿和闪锌矿形式存在,而Ag主要赋存在银黝铜矿中。采用优先浮选工艺,首先以硫酸锌+亚硫酸钠为闪锌矿抑制剂、丙基黄药+丁铵黑药+25号黑药为捕收剂浮铅,然后对铅浮选尾矿以硫酸铜为活化剂、丁基黄药为捕收剂浮锌,最终获得铅品位52.71%、锌品位2.29%、银品位3 182.00 g/t、铅回收率94.22%、银回收率82.00%的铅精矿和锌品位46.11%、铅品位0.76%、银品位255 g/t、锌回收率87.31%、银回收率6.78%的锌精矿,银主要分布在铅精矿中。矿石中铅锌分离效果良好,银也得到了有效回收。

复杂铜铅锌多金属矿的选矿工艺试验研究

针对某地含铜、铅、锌多金属硫化矿易浮选难分离、嵌布粒度极不均匀的特点,采用优先浮选铜-再磨-精选铜-铜浮选尾矿选铅-再选锌的工艺流程,在合理的药剂条件下,获得了较好的分选指标,铜精矿含铜18.02%、回收率57.50%,铅精矿含铅51.43%、回收率33.20%,锌精矿含锌45.83%、回收率48.95%,铅锌混合精矿含铅和锌分别为31.53%和38.46%,铅回收率为42.56%、锌回收率为34.05%。

铜锌硫化矿浮选分离过程及动力学分析

通过纯矿物浮选动力学试验,研究了黄铜矿与闪锌矿在捕收剂QP-02体系中的浮选动力学行为。研究表明,黄铜矿、闪锌矿在合适的矿浆体系中,浮选速度差异较明显,可以利用其浮选速度的差异结合流程结构优化实现铜锌高效分离。根据动力学研究结果对江西某铜锌硫化矿石采用部分黄铜矿快速浮选、铜粗精矿再磨、铜精选尾矿选锌的工艺方案开展了试验研究,结果表明,采用该分离技术,铜锌分离效果明显,获得了铜品位为26.74%、回收率为90.80%的铜精矿和锌品位为45.20%、回收率为81.57%的锌精矿。

某铜铅锌多金属硫化矿电位调控浮选试验研究

某铜铅锌多金属硫化矿铜铅矿物嵌布粒度微细,分离难度大,锌矿物以铁闪锌矿为主,现场仅生产铅精矿和锌精矿且选别指标差。为此,针对矿石性质,采用铜铅混浮—铜铅分离—混浮尾矿抑硫浮锌电位调控浮选工艺,通过控制矿浆电位,混浮粗精矿再磨,选择高效捕收剂、活化剂、抑制剂等措施,使铜铅矿物与锌硫矿物、铜矿物与铅矿物、铁闪锌矿与磁黄铁矿得到了较好的分选。闭路试验获得含铜18.13%、铜回收率55.41%的铜精矿,含铅50.20%、铅回收率83.29%的铅精矿和含锌49.75%、锌回收率86.17%的锌精矿,与现场相比,不仅回收了铜矿物,而且铅、锌精矿质量与回收率都得到了大幅度提高。

会理铜铅锌多金属硫化矿浮选新工艺研究

会理锌矿随着开采的延深,矿石中铜含量加大,形成了铜铅锌多金属复杂硫化矿。而原浮选流程只有选铅和选锌作业,已不能适应矿石性质的变化。为此,以LP-01为铜矿物的捕收剂、乙硫氮为铅矿物的捕收剂、硫酸铜和丁黄药为锌矿物的活化剂和捕收剂、石灰为矿浆电位调整剂,并在选铜、铅时配合使用铅矿物的组合抑制剂ZnSO4+YN,对该多金属复杂硫化矿进行了电位调控铜、铅、锌依次优先浮选新工艺试验研究,获得了含铜21.74%、铜回收率62.31%的铜精矿,含铅61.23%、铅回收率55.07%的铅精矿和含锌56.43%、锌回收率90.02%的锌精矿。新工艺流程简单,对环境友好,可作为现场工艺改造的依据。

内蒙古某高硫铜铅锌多金属矿浮选试验

内蒙古某高硫铜铅锌多金属矿矿石性质复杂,金属矿物之间共生密切。按探索试验确定的铜铅混合浮选—铜铅分离—抑硫浮锌流程进行了选矿工艺技术条件研究。结果表明,采用1粗4精1扫铜铅混浮、1粗1精1扫铜铅分离、1粗4精1扫抑硫选锌、中矿顺序返回闭路流程处理,可以获得优质铜精矿、铅精矿、锌精矿、硫精矿,且产品中其他杂质元素含量均较低,达到了铜、铅、锌、硫分离效果。

云南某含碳铅锌矿浮选回收铅锌试验研究

采用优先浮选碳-铅硫混选分离-锌硫混选分离的浮选工艺流程对云南某含碳铅锌矿进行了试验研究,成功获得了铅精矿、锌精矿,并有效回收了硫。铅精矿中铅品位47.72%、锌品位4.25%、铅回收率48.05%、锌回收率0.38%,锌精矿中锌品位50.27%、铅品位0.72%、锌回收率94.21%、铅回收率15.13%。铅、锌在碳产品中损失不大。

某铜锌硫化矿铜锌分离试验研究

某铜锌硫化矿共生关系密切,并伴生毒砂等有害杂质,铜锌难以分离。试验采用阶段磨浮流程,即粗磨条件下优先选铜、铜粗精矿再磨再选、选铜尾矿选锌的流程。通过小型闭路试验,获得了铜精矿含铜20.30%、含锌6.48%,铜回收率为75.33%;含锌48.32%、锌回收率为91.54%的锌精矿。

MACA体系中循环浸出低品位氧化锌矿制备电解锌

以云南兰坪低品位氧化锌矿及其循环浸出渣的浮选精矿为原料,常温常压下在MACA(金属氨络合物)体系中进行循环浸出。浸出液先净化除砷和锑、再两段锌粉逆流置换深度净化,两次净化后液电积制取电解锌。考察工艺中循环浸出率、净化率、物质平衡以及电解锌质量和电耗等技术经济指标。结果表明:先用MACA法处理原矿粉,再浮选硫化锌的选冶结合流程是合适的兰坪低品位氧化锌矿的处理方案,原矿锌的平均浸出率为70.48%,其氨可溶锌浸出率达到89.14%,浮选精矿锌的浸出率为79.75%,杂质元素的净化率达到95%,电解锌纯度达到99.98%,电流效率可达97.02%。

黑龙江铁力铜铅锌硫化矿铜铅浮选分离试验研究

对黑龙江铁力铜铅锌硫化矿进行了浮选试验研究。采用铜铅混浮-铜铅分离-混浮尾矿选锌的工艺流程,并采用CMC+亚硫酸钠组合抑制剂,实现了铜铅分离,闭路试验获取得了铜精矿品位20.25%、回收率60.52%,铅精矿品位55.25%、回收率70.07%,锌精矿锌品位46.35%、回收率86.73%的指标。

云南某铜铅锌多金属矿石选矿试验研究

云南某铜铅锌多金属矿石铜、铅、锌含量分别为1.08%、1.51%、2.36%。为开发利用该矿石,对其进行了选矿试验研究。结果表明:原矿磨细至-0.075 mm占72.50%,以硫酸锌+EMT-12为抑制剂、EMS-602为捕收剂经1粗3精1扫优先选铜,选铜尾矿以石灰为调整剂、硫酸锌+EMT-12为抑制剂、EMS-001为捕收剂经1粗3精1扫选铅,选铅尾矿以硫酸铜为活化剂、丁基黄药+乙基黄药为捕收剂经1粗3精1扫选锌、选锌尾矿以EMH104+硫酸铜为活化剂、丁基黄药为捕收剂经1粗1扫选硫,可以得到铜品位为20.33%、回收率为86.29%的铜精矿,铅品位为55.68%、回收率为84.35%的铅精矿,锌品位为46.83%、回收率为86.97%的锌精矿,硫品位为38.96%、回收率为71.92%的硫精矿,达到了对铜、铅、锌、硫综合回收的目的。

复杂铜铅锌硫化矿试验研究

某复杂铜铅锌硫化矿,铜铅锌共生关系密切,且都存在不同程度的氧化,分离难度较大。依据矿物特性,采用铜铅混浮-铜铅分离-浮铜铅尾矿浮锌的流程,在铜品位0.52%、铅品位1.50%、锌品位1.05%的条件下,取得了铜品位21.87%、回收率67.58%,铅品位43.29%、回收率72.04%,锌品位42.26%、回收率66.89%的指标,达到了综合回收铜铅锌矿物的目的。

豫西某难选铅锌矿选矿试验研究

豫西某铅锌矿有用矿物共生关系密切、嵌布粒度较细,采用铅锌等可浮、铅锌分离-硫化锌浮选-氧化铅浮选工艺,成功实现了该矿的铅锌回收与分离,并有效回收了氧化铅矿物,最终获得了铅品位、回收率分别为58.95%、68.67%的铅精矿和锌品位、回收率分别为48.67%、66.06%的锌精矿。

某铜铅锌矿清洁浮选技术研究

对某嵌布粒度不均匀的铜铅锌多金属矿进行了选矿试验研究。采用铜铅混选-铜铅分离-尾矿选锌的浮选工艺流程,采用硫化钠作铜铅分离调整剂,可得到含铜19.87%、铜回收率83.46%的铜精矿,含铅54.19%、铅回收率83.57%的铅精矿和含锌52.57%、锌回收率89.39%的锌精矿。矿石中的伴生银大多富集于各浮选精矿中,银在铜、铅和锌精矿中的含量分别为165.2,537.6和15.1 g/t,银总回收率77.19%。各有价金属都得到了很好地回收。

某复杂铅锌硫化矿选矿工艺试验研究

某铅锌硫化矿含有较多的铁闪锌矿 ,铅锌矿物共生关系密切 ,且矿石本身受到一定程度的氧化 ,铅锌矿物分离难度大。本试验研究依据矿物特性 ,以Na2 CO3作矿浆 pH调整剂 ,控制矿浆pH9左右 ,YN +ZnSO4 组合药剂作锌矿物的抑制剂 ,SN -9为铅矿物的捕收剂 ,采用抑锌浮铅的优先浮选流程 。