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相似文献
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1.
本文介绍了金东矿业高硫铅锌矿电位调控浮选,通过调整剂石灰及组合抑制剂硫酸锌+亚硫酸钠添加至球磨,并营造高碱性及低氧化电位矿浆环境。乙硫氮为捕收剂,铅精矿铅品位及回收率分别提高了26%、25%,效果显著。并通过分析矿物表面氧化反应及矿浆电位研究,揭示电位调控浮选在高硫铅锌矿浮选过程中方铅矿与闪锌矿及黄铁矿的分离机制。  相似文献   

2.
以云南某高硫铅锌矿的铅硫混合精矿为研究对象, 在电位调控浮选思路指导下, 采用NaOH作为矿浆pH值及电位调整剂, 以新型易溶高效黄铁矿抑制剂LY-3替代石灰, 对选矿厂铅硫混合精矿进行铅硫浮选分离, 试验技术指标良好, 成功实现了对石灰的全替代, 解决了使用石灰带来的生产问题, 降低了回水处理成本, 同步提高了银综合回收率。  相似文献   

3.
高硫难选铅锌矿电位调控浮选工艺的应用实践   总被引:2,自引:0,他引:2  
高硫难选铅锌矿的浮选工艺引入电位调控理论,凡口铅锌矿成功地应用了高碱电位调控浮选工艺,新增效益近500万元/年。在多年的生产实践基础上,凡口铅锌矿对高碱电位调控浮选工艺进行了优化和改善,提出了高碱电位调控快速浮选优化工艺,应用于生产后,在保持原有处理能力的条件下,减少了浮选容积近25%,大大降低了选矿电耗和生产成本。本文就电位调控浮选在高硫难选铅锌矿的应用作详细介绍。  相似文献   

4.
方铅矿原生电位浮选及应用   总被引:1,自引:0,他引:1  
采用原生电位浮选技术, 实现了铅锌硫化矿的电位调控浮选。方铅矿原生电位浮选条件为:二乙基二硫氮氨基甲酸盐(DDTC)做捕收剂, pH >12.5, 矿浆原生电位Eop<0.17 V。石灰作为矿浆pH 调整剂, 还表现出对特定矿浆电位的良好的稳定作用。该工艺在凡口铅锌矿等复杂铅锌多金属硫化矿矿山的工业应用表明, 铅、锌各项选矿指标均得到较大幅度提高, 显示出巨大推广前景。  相似文献   

5.
为了提高金东矿业铅锌矿中铅精矿的品位与回收率,采用原生电位浮选技术,对铅回路进行了药剂制度的优化。工业试验结果表明,通过增大石灰用量,改变石灰添加地点,加入锌抑制剂与磁黄铁矿抑制剂,稳定了矿浆p H与电位,使铅精矿的品位从30.65%提高到56.46%,回收率从64.41%提高到89.52%,铅精矿中银的品位和回收率分别达到1514.2 g/t和70.13%,年增经济效益487.5万元。  相似文献   

6.
针对方铅矿单矿物,在铁球和瓷球介质下,改变磨矿条件进行磨矿浮选试验,考察磨矿对方铅矿矿浆电位及浮选行为的影响。磨矿试验表明,不同的磨矿介质或不同的磨矿条件(如磨矿时间、磨矿浓度、pH、CaO用量)都会使方铅矿矿浆电位产生较大的差异。浮选试验表明,矿浆电位会直接影响方铅矿的浮选回收率,矿浆电位过高或过低都不利于浮选。当矿浆电位值保持在元素硫存在的电位区间内时,浮选回收率会出现最大值。   相似文献   

7.
富含可溶性盐高硫铅锌矿无碱浮选工艺研究   总被引:2,自引:1,他引:1  
云南某铅锌矿有些高硫铅锌矿石中硫酸锌、硫酸亚铁等可溶性盐类含量高,使浮选矿浆中存在大量的Zn2+,Fe2+等金属离子。按常规浮选工艺用石灰抑制黄铁矿时,这些金属离子与石灰作用产生大量的氢氧化物沉淀,对铅锌矿物有很强的抑制作用,造成铅锌矿物不能有效分选。为减少可溶性盐对铅锌浮选的影响,采用在矿浆自然酸碱性(酸性)下浮选铅锌矿物的无碱工艺,选铅时以硫酸锌和亚硫酸钠作抑制剂,以苯胺黑药和丁铵黑药作铅捕收剂,选锌时以水玻璃、亚硫酸钠、羧甲纤维素作调整剂,以PN405作锌捕收剂,获得了含铅59.57%,铅回收率为75.14%的铅精矿和含锌53.93%,锌回收率为93.70%的锌精矿。  相似文献   

8.
凡口铅锌矿磨矿过程对矿浆电位的影响   总被引:1,自引:0,他引:1  
磨矿作业不仅为选矿作业提供合格的粒度和解离度,而且经过磨矿过程所形成的物料特性对选矿效果也有重要影响。本文较系统地对凡口铅锌矿矿石在磨矿过程中所引起的矿浆电位的变化规律进行了研究。探讨了磨矿时间、磨矿浓度、矿浆pH值、助磨剂以及浮选剂加入地点、数量分配等因素对磨矿矿浆电位及浮选前矿浆电位的影响。研究表明,广泛而深入地进行磨矿过程对矿浆物理化学性质影响的研究,为选矿作业提供矿物表面性质和矿浆性质均符合要求的入选物料,对提高浮选指标有着现实的意义。  相似文献   

9.
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。  相似文献   

10.
刘智林  许方 《矿冶》2004,13(4):35-37
针对某铅锌矿长期采用大量石灰调浆,以高碱工艺抑锌硫浮铅而产生的诸多弊端,通过一系列试验,确定了某组合抑制剂能在低碱度条件下实现铅硫分离。对实际矿石的验证试验证实,采用该组合抑制剂在低碱度(pH=9左右)矿浆条件下能有效实现方铅矿和黄铁矿的浮选分离,精矿含Pb57 89%,铅回收率达到84 76%,所获得的铅矿物选别指标与高碱工艺相比。  相似文献   

11.
黄铁矿的自诱导浮选行为及电化学研究   总被引:2,自引:0,他引:2  
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。  相似文献   

12.
某高硫铅锌矿选矿工艺研究   总被引:4,自引:2,他引:2  
本次试验针对某高硫铅锌矿石,采用石灰作为矿浆pH调整剂,控制矿浆pH值在9.0左右,Na2S+ZnSO4作为锌矿物的组合抑制剂,乙硫氮+Z-200作为铅矿物的组合捕收剂,采用铅、锌、硫依次优先浮选流程,获得了较满意的试验指标。  相似文献   

13.
为了提高选矿厂的浮选效率,获得较好的铅锌浮选指标,对选矿工艺流程进行考察,分别研究了矿浆pH、回水、原矿品位对铅锌浮选指标的影响。结果表明,矿浆pH值对铅浮选指标影响较小,矿浆pH过高抑制锌的浮选,铅锌粗选矿浆pH值为11左右时,铅锌浮选品位与回收率均最高;原矿铅锌品位增大铅锌精矿品位与回收率均显著增大,尾矿铅锌品位基本不变;在磨矿全采用回水时造成铅浮选泡沫发粘,分选效果差,铅浮选回收率下降,铅锌浮选中矿量大,使得浮选操作难控制;经分析铅锌浮选尾矿中多为连生体,需细磨铅锌才充分单体解离。  相似文献   

14.
铁闪锌矿无捕收剂浮选研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
考察了铁闪锌矿的自诱导和硫诱导无捕收剂浮选行为,结果表明,铁闪锌矿在弱酸性矿浆中可以实现自诱导浮选,通过药剂调控矿浆电位,得出了不同pH条件下,回收率-矿浆电位关系和浮选电位上下限-pH关系。通过矿物表面提取,探讨了铁闪锌矿表面氧化的机理,中性硫可能是主要疏水体。在中性和弱碱性条件下,铁闪锌矿具有硫诱导无捕收剂浮选。  相似文献   

15.
氧化铅矿石硫化浮选工艺研究   总被引:3,自引:0,他引:3  
针对某铅锌矿处理的高氧化率复杂铅锌矿石中的氧化铅矿石,进行了硫化浮选工艺的研究。浮选采用Na2S作为氧化铅的硫化药剂。研究结果表明,采用硫化浮选技术获得的铅精矿品位达到46.02%、铅回收率达到81.16%,实现了氧化铅矿物的高效回收。  相似文献   

16.
铅锌资源是我国的战略矿产资源, 浮选法是硫化铅锌矿物常用的分离手段。作者通过文献分析, 介绍了硫化铅锌矿物晶体结构与可浮性的关系, 从浮选电化学理论和量子化学理论方面分析了矿浆环境对铅锌浮选分离的影响, 从分子角度总结了药剂与铅锌矿物表面的作用机理, 归纳了铅锌分离的浮选技术和药剂在工业生产中的应用。目前, 铅锌资源回收难度大、新型药剂缺乏, 因此, 深度揭示药剂作用机理、开发新型绿色药剂是未来铅锌分离的研究方向之一。   相似文献   

17.
贵州某铅锌尾矿中铅锌硫的综合回收   总被引:4,自引:1,他引:3  
贵州某铅锌矿选矿厂抛弃的尾矿中,铅锌矿物氧化程度高,粒度细,泥化严重,复杂难选。采用硫化矿优先混浮-混浮精矿锌硫分离-氧化铅矿硫化浮选的工艺流程处理该尾矿,获得了较好的试验指标,并在生产实践中使原本损失的铅、锌、硫矿物得到了有效的综合回收,其中氧化铅精矿的铅品位和铅回收率分别达48.56%和85.38%。  相似文献   

18.
宝山铅锌矿抑制剂作用研究   总被引:4,自引:2,他引:2  
对宝山铅锌矿选矿的试验研究发现,在磨机中加入硫化钠调节矿浆电位,增加方铅矿与闪锌矿的可浮性差异,同时混合使用组合抑制剂硫酸锌和碳酸钠抑制闪锌矿,达到铅锌分离的目的.该组合药剂取代宝山铅锌选矿厂原有的氰化物浮选,实现了高效清洁生产.获得铅精矿含铅55.07%、铅回收率95.75%,锌精矿含锌55.62%、锌回收率96.0...  相似文献   

19.
江西某大型铜矿山受入选矿石嵌布粒度变细、嵌布关系变复杂、铜氧化率升高的影响,选矿生产指标不断下滑。为解决现场工艺流程的不适应问题,按较粗磨矿细度下部分优先浮铜-铜硫浮选-铜硫混合产品再磨后分离流程进行了选矿试验。结果表明,在一段磨矿细度为-0.074 mm占68%的情况下,采用1粗1精快速优先浮铜、1粗1扫铜硫混浮、优先浮铜中矿与混浮粗精矿合并再磨至-0.074 mm占98.07%后,再1粗1精1扫铜硫分离、铜硫分离中矿集中返回再磨的闭路流程处理该矿石,最终获得了铜品位为22.79%、铜回收率为86.04%的铜精矿,以及硫品位为43.86%、回收率为58.73%的硫精矿。该铜精矿品位和回收率较现场生产指标分别提高了1.46、3.60个百分点,指标改善显著。  相似文献   

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