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铅锌混合矿选矿废水pH值高、悬浮物及无机金属离子含量高、含大量的残余的选矿药剂,且流量大,水质水量不稳定,处理难度高。本研究采用“调节—混凝—沉淀—臭氧氧化”工艺处理混合矿选矿废水,通过全流程回用试验(混凝剂选型对比试验、臭氧去除选矿药剂试验),可将废水中COD降低50%以上,废水中残留的松醇油将不会直接进入选矿流程,处理后的废水指标满足选矿全流程作业要求。 相似文献
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某铅锌混合矿选矿废水分段回用研究与应用 总被引:1,自引:0,他引:1
选矿废水经处理后回用成本高,若能在未进入废水处理站之前直接回用一部分,对降低废水处理成本、提高企业经济效益和减少对环境的影响具有重要意义。通过对某选矿厂各浮选作业点产出的选矿废水进行研究,采取分段直接回用的措施,充分回用部分废水,既保障选矿回收率不受影响,又减少产出最终废水量,降低废水处理成本,经济效益和环境效益显著。 相似文献
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针对四川某铅锌多金属矿选矿废水开展了水质调研、混凝沉降试验、除钙试验、活性炭吸附以及处理水回用试验研究.结果表明,针对该选矿废水特性,选用"Na2 CO3+PAC+PAM+活性炭"工艺处理混合水样,在Na2 CO3用量100 mg/L、PAC用量50 mg/L、PAM用量1.5 mg/L、活性炭用量25 mg/L条件下... 相似文献
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某钨钼选矿厂的选矿废水中含有超微细矿物颗粒和残留的选矿药剂,产生的浊度、悬浮物均较高,影响其直接回用,针对这一问题,首先对该厂的选矿废水水质进行了调研,摸清水质特征,继而进行了混凝沉降药剂探索试验,发现复配的BK-A混凝剂具有较好的沉降效果,随后又进行了现场混凝沉降优化试验研究。试验研究结果表明:BK-A混凝药剂最佳反应条件为:沉降pH值9~10,BK-A药剂投加量20~25mL/L,PAM投加量6mL/L,处理后的尾矿库选矿废水浊度和悬浮物指标基本能达到清水水质指标,尾矿库废水中硅酸根离子能稳定降至100mg/L左右。 相似文献
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为探索广西某铅锌矿选矿废水最适宜的废水处理方法与条件,选用混凝沉降法和活性炭吸附法对人工模拟铅锌选矿废水和实际废水进行了净化处理研究。试验结果表明:对于人工模拟废水混凝沉降法和吸附法均能有效去除废水中的铅离子,但混凝沉降法对于人工废水中的浮选药剂去除效果有限,而吸附法对人工废水中的黄药和乙硫氮的去除效果较好;对于实际废水混凝沉降处理后的废水中铅离子浓度大幅降低,而对废水中的浮选药剂处理效果较差,活性炭吸附处理后废水中COD浓度明显降低,铅离子浓度进一步降低,而混凝沉降法和活性炭吸附法联合处理工艺适宜处理此选矿实际废水。 相似文献
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根据四川某高泥氧化铅锌矿中铅、锌氧化率高,且白铅矿、菱锌矿、褐(针)铁矿密切共生的特点,采用硫化-黄药浮选法(SXF)+硫化-胺浮选法(SAF)对铅、锌进行回收。结果表明,浮铅阶段使用水玻璃和腐殖酸钠组合药剂作为矿浆调整剂,可有效地抑制矿泥对浮选的影响;采用先硫后氧原则并使用异丁黄作为浮铅阶段捕收剂,半闭路试验获得铅精矿中铅品位与回收率分别为66. 10%、88. 29%;浮锌阶段采用十二胺作为捕收剂、硫化钠作为硫化剂、ZnSO4作为调整剂,半闭路试验获得锌精矿中锌品位与回收率分别为19. 41%、87. 09%。 相似文献
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某铅锌多金属硫化矿中含有方铅矿、闪锌矿、黄铁矿、磁黄铁矿、银矿物、毒砂等。为提高资源利用率,加强回收有用矿物,采用优先浮选工艺流程,在铅浮选作业中,采用选择性组合药剂(硫酸锌+亚硫酸钠+DMDC)作为锌闪矿、黄铁矿、磁黄铁矿和毒砂抑制剂,采用选择性组合药剂(SK9011+乙硫氮)作为方铅矿、银矿物的捕收剂。在锌浮作业中采用石灰抑制黄铁矿、磁黄铁矿和毒砂,硫酸铜活化闪锌矿,丁基黄药为捕收剂,实现了锌硫矿物有效分选。在硫浮选作业中采用硫酸铜活化黄铁矿、磁黄铁矿,丁基黄药为捕收剂,使黄铁矿和磁黄铁矿有效回收。工业应用期间,铅回收率提高了3.03个百分点,银回收率提高了4.78个百分点,锌回收率提高了1.24个百分点;获得硫精矿硫品位46.07%,硫回收率73.06%。 相似文献
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云南怒江地区某难选铜铁矿有用矿物嵌布粒度细、铜品位低(仅0.54%)、氧化率高(达59.26%)、结合氧化铜含量高(占37.04%);原矿铁品位为49.87%,其中,弱磁性赤褐铁矿占99.35%,属于高氧化率、高结合率的复杂难选铜铁矿。针对该矿特点,对易浮硫化铜矿物进行了浮选研究,重点进行了调整剂、活化剂和捕收剂的种类及用量的研究;通过大量的调优试验,最终确定采用"浮选-强磁选"联合工艺流程,可获得铜精矿品位23.37%、回收率49.45%;铁精矿品位53.15%,回收率90.92%的技术指标,为该类铜铁矿资源开发利用提供了基础依据。 相似文献
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采用经验实验设计、多因素逐项实验设计及正交实验设计方法,以优化贵州高灰煤泥浮选较佳条件.结果表明,经验实验法中浮选精煤的最小灰分为12.42%,产率为19.92%;多因素逐项实验中较优浮选条件为捕收剂用量为60g/t、起泡剂用量为80g/t、转子转速为1800 r/min、浓度为60g/L,浮选精煤产率为24.62%、灰分为11.57%,浮选尾煤产率为75.38%、灰分为61.68%;正交实验中较优浮选条件为起泡剂用量90 g/t、捕收剂用量60g/t、浓度80g/L、转速2000 r/min,浮选精煤产率为26.36%,灰分为12.46%,浮选尾煤产率为73.64%,灰分为63.82%.煤泥浮选多因素逐项实验与正交实验均能获得浮选的较优条件. 相似文献
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某低品位铅锌矿含铅3.11%、含锌2.50%,采用一段磨矿(-0.074mm 66.640%)、优先浮铅的选矿工艺,用浮选硫化矿的常规药剂分选,可分别得到品位61.58%、回收率87.01%的铅精矿和品位48.69%、回收率62.91%的锌精矿. 相似文献
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云南某铅锌矿中含铅4.18%,含锌8.04%,通过采用了有效选矿流程方案及药剂制度,成功进行了铅锌分离,并获得较高铅、锌试验技术指标,其铅精矿含铅βPb=59.56%,含锌1.625%,铅回收率84.27%,锌精矿含锌49.126%,含铅0.53%,锌回收率79.43%。 相似文献
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低品位铅锌矿选矿工艺的研究 总被引:7,自引:0,他引:7
喻连香 《广东有色金属学报》2003,13(1):13-17
某低品位铅锌矿含铅3.11%、含锌2.50%,采用一段磨矿(-0.074mm 66.640%)、优先浮铅的选矿工艺,用浮选硫化矿的常规药剂分选,可分别得到品位61.58%、回收率87.01%的铅精矿和品位48.69%、回收率62.91%的锌精矿. 相似文献