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矾锌矿石

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锌矿石价格

2017-06-06 17:49:51

锌矿石价格一如既往的受到众多生产商时时刻刻紧密的关注,而锌矿石价格则由于种种原因,并不稳定.位于甘肃省东南部的成县矿产资源非常丰富,主要以锌矿为主,“西成矿带”已探明的铅锌矿储量达320多万吨,是全国第二大锌矿带。锌矿是一种有色金属,我国紧缺矿种之一,由于用途广泛,需求量非常大,目前价格已与国际接轨,中国已探明的储量仅可以开采10年左右。铅锌矿  铅是人类从铅锌矿石中提炼出来的较早的金属之一。它是最软的重金属,也是比重大的金属之一,具蓝灰色,硬度1.5,比重11.34,熔点327.4℃,沸点1750℃,展性良好,易与其他金属(如锌、锡、锑、砷等)制成合金。锌从铅锌矿石中提炼出来的金属较晚,是古代7种有色金属(铜、锡、铅、金、银、汞、锌)中最后的一种。锌金属具蓝白色,硬度2.0,熔点419.5℃,沸点911℃,加热至100~150℃时,具有良好压性,压延后比重7.19。锌能与多种有色金属制成合金或含锌合金,其中最主要的是锌与铜、锡、铅等组成的黄铜等,还可与铝、镁、铜等组成压铸合金.锌矿石价格作为影响锌价格的重要标杆,市场上有关于锌矿石价格的咨询也是越来越多. 

铅锌矿石价格

2017-06-06 17:49:59

铅锌矿石价格是很多铅锌矿石投资人士、很多铅锌矿石企业关注的焦点,及时掌握铅锌矿石的价格信息、交易状况、市场供求关系、行情走势等,是在铅锌矿石投资交易中获得成功的关键。     2010年7月7日讯,现货铅锌矿石价格14650-14850元/吨,上涨50元/吨。伦铅连续五天基本持稳,虽然国外市场局势动荡,全球经济复苏脚步渐渐放缓,但在没有明显利空消息之际,铅市的形势还是比较稳健。国内现货铅锌矿石价格价格跟随伦铅市场基本报平,成交量也一直在中等偏上水平徘徊。    虽然美国非制造业数据逊于预期,由5月的55.4下降至53.8,引发业内对美国经济前景的担忧,但与此同时也利空美元,从而提振了金属价格。伦敦三个月期铅收报每吨1780美元,较前一个交易日涨15美元,最新库存为189350吨,减275吨,现货/三个月铅贴水25-贴水21美元。    伦敦金属市场走势昨日涨跌互现,但三个月期铅表现尚可。美元指数则在上周因美国就业数据疲弱走低后,今日在迟滞交投中持稳。美元走软令金属价格对欧洲投资人更为便宜。另外,对本周将要公布的中国贸易数据,市场也给予了一定关注。有分析师认为:中国周六公布的贸易数据预计将显示金属进口减少,但上海库存降低以及6月套利窗口打开可能已吸引了一些买盘。伦敦三个月期铅收报每吨1765美元,较前一个交易日涨12美元,最新库存为189625吨,减75吨;现货/三个月铅贴水27-贴水23美元。现货铅锌矿石价格今报14600-14800元/吨,持平。伦铅昨日抗跌持稳,守住1750美元关口。现货市场上交投比较平静,成交总量一般。有业内人士表示,目前铅锭货源充足,但下游采购偏向低价铅,因此总体而言,市场上高价铅更多一些。    对于下半年铅锌矿石价格波动的区间,近六成的代表认为在1.3–1.6万元/吨,这是2010年成都铅锌峰会近200名代表现场投票的结果。此外,有14%的代表认为下半年铅锌矿石价格在1.4–1.6万元/吨;23%的代表认为在1.4–1.7万元/吨;除了价格预测外,到会的代表还对铅行业的其他热点问题进行了投票。据统计,60%的参会代表认为铅锌矿石价格上下两难的状况仍将长时间延续;32%的代表认为铅期货的出现将改变铅锌矿石价格上下两难的局面;8%的参会代表认为铅在近年内将实现供需平衡,结束铅锌矿石价格上不去下不来的状况。    更多关于铅锌矿石价格的资讯,请登录上海有色网查询。 

铅锌矿石的预选概述

2019-01-25 15:49:26

随着世界矿产资源的大量开发,矿石开采量日益 增长,原矿金属含量日趋下降。为了保证金属产量的稳定生产,满足国民经济在有色金属方面的需要,进行了强化开采,使大量围岩和脉石矿物混入矿石,从而贫化原矿出窿品位。为了降低选矿比和选矿成本,减少磨矿和选矿费用,原矿在进入磨矿作业之前就得进行预先富集,抛弃部分废石。    近年来,我国由于一些难采矿床的采矿方法不过关,资源损失严重,采矿损失率高达30%,贫化率高达30%。按目前采出矿石量和历史上达到的贫化率水平计算,每年无效地多入选废石200~300万吨,少产金属1~1.5万吨,多耗选矿费用2000多万元。    随着国民经济对矿物原料需求的不断增长,必须开发利用低品位贫矿石,矿山工作的机械化和应用生产能力高的矿山开采系统,亦进一步导致矿石的贫化。不可避免地降低矿石中有用组份的含量。要解决上述问题,有以下二个方向:    第一、在技术上选厂采用高生产能力、大型设备,代替现有的设备。    第二、在工艺上完善和采用适应于低品位矿石的选矿工艺。首先力图减少选厂最吃力的环节——磨矿的处理量。采用矿石预选可以改善矿石的准备作业,防止大量围岩、废石进入碎、磨矿和分选作业,从而节省能源。    在国外铅锌矿石选矿中应用最广的预选方法是重介质选矿,其次为跳汰;其他一些预选方法(如γ—萤光选矿法等)则正在研究中。而我国预选却很少应用,是一个薄弱环节。

铜矿石、锌矿石如何通过浮选机选取

2019-02-26 09:00:22

浮选法:是运用矿藏表面的物理化学性质差异来选别矿藏颗粒的进程,旧称浮游选矿,是运用最广泛的选矿办法。简直一切的矿石都可用浮选分选。 用浮选处理多金属共生矿藏,如从铜、铅、锌等多金属矿矿石中可别离出铜、铅、锌和硫铁矿等多种精矿,且能得到很高的选别目标。 浮选工艺:各种浮悬工艺的理论基础大体相同,即矿粒因本身表面的疏水特性或经浮选药剂效果后取得的疏水(亲气或油)特性,可在液-气或水-油界面发作集合。现在运用最广泛的是泡沫浮选法。矿石经破碎与磨碎使各种矿藏解离成单体颗粒,并使颗粒巨细契合浮选工艺要求。向磨矿后的矿浆参加各种浮选药剂并拌和谐和,使与矿藏颗粒效果,以扩展不同矿藏颗粒间的可浮性不同。调好的矿浆送入浮选槽,拌和充气。矿浆中的矿粒与气泡触摸、磕碰,可浮性好的矿粒挑选性地粘附于气泡并被带着上升成为气-液-固三相组成的矿化泡沫层,经机械刮取或从矿浆面溢出,再脱水、枯燥成精矿产品。不能浮起的脉石等矿藏颗粒,随矿浆从浮选槽底部作为尾矿产品排出。有时,将无用矿藏颗粒浮出,有用矿藏颗粒留在矿浆中,称为反浮选,如从铁矿石中浮出石英等。 浮选药剂:浮选时运用各种药剂来调理浮选物料和浮选介质的物理化学特性,以扩展浮选物料间的疏水-亲水性(即可浮性)不同,进步浮选功率。常用的浮选药剂分捕收剂、起泡剂和调整剂三大类。 捕收剂:自然界中除煤、石墨、硫黄、滑石和辉钼矿等矿藏颗粒表面疏水,具有天然可浮性外,大多数矿藏颗粒的表面是亲水的。为改进可浮性,需增加使矿藏颗粒疏水的捕收剂,即极性捕收剂和非极性捕收剂。极性捕收剂由能与矿藏颗粒表面发作效果的极性基团和起疏水效果的非极性基团两部分组成。当这类捕收剂吸附于矿藏颗粒表面时,其分子或离子呈定向摆放,极性基团朝向矿藏颗粒表面,非极性基团朝外构成疏水膜,使矿粒具有可浮性。 选别铜、铅、锌、铁、镍与锑等硫化矿藏时,常用各种有机硫代化合物作为捕收剂。具代表性的是: 1、烷基(乙、丙、丁、戊基等)二硫代碳酸钠(或钾),如CH3CH2OCSSNa,又称,俗称黄药; 2、烷基二硫代磷酸或其盐类,如(RO)2PSSH,式中R为烷基,俗称黑药。烷基二硫代基盐以及黄药的酯类衍生物等,也是硫化矿藏常用的捕收剂。 起泡剂:具有亲水基团和疏水基团的表面活性分子,定向吸附于水-空气界面,下降水溶液的表面张力,使充入水中的空气易于弥散成气泡,并发生安稳的泡沫。起泡剂与捕收剂有联合效果,一起吸附于矿藏颗粒表面,促进矿藏上浮。常用的起泡剂有松醇油(我国俗称二号油)、酸、混合脂肪醇、异构的己醇或辛醇、醚醇类以及各种酯类等。 调整剂按用处不同分: 1、pH值调整剂。经过调理矿浆酸碱度,操控矿藏表面特性、矿浆化学组成以及各种药剂的效果条件,改进浮选效果。常用的有石灰、碳酸钠、和硫酸等。 2、活化剂。能增强矿藏同捕收剂的效果才能,使难浮矿藏遭到活化而被浮起。如用硫酸铜处理难于同黄药效果的闪锌矿,在矿藏表面构成硫化铜掩盖薄膜,能被捕收浮选;或用活化铅、铜氧化矿后,再用黄药浮选等。 3、按捺剂。进步矿藏亲水性或阻挠矿藏同捕收剂效果,使其可浮性遭到按捺。如用石灰按捺黄铁矿,用硫酸锌及按捺闪锌矿,用水玻璃按捺硅酸盐脉石等。运用淀粉,栲胶(单宁)等有机物作按捺剂,可使多种矿藏浮选别离。 4、絮凝剂。使矿藏细颗粒集合成较大颗粒,以加速其在水中的沉降速度;运用挑选性絮凝可进行絮凝-脱泥及絮凝-浮选。常用的絮凝剂有聚酰胺和淀粉等。 5、涣散剂。阻挠细矿粒集合,使之处于单体涣散状况,效果与絮凝剂相反,常用的有水玻璃、磷酸盐等。 浮选药剂的用量随药剂品种、矿石性质、浮选条件及流程特色等要素而改变。一般每吨矿石只用几克、数十克至数百克,也有多至数千克的。 浮悬机是浮选工艺的首要设备。由单槽或多槽串联组成,浮选中矿浆的拌和充气,气泡与矿粒的粘附,气泡上升并构成泡沫层被刮出或溢流出等进程,都在浮选槽内进行。 按拌和和充气办法的不同,可分5种: 1、机械拌和式。拌和和充气都由机械拌和器完成。有离心叶轮、星形转子和棒形转子等类型。拌和器在浮选槽内高速旋转,驱动矿浆活动,在叶轮腔内发生负压而吸入空气。 2、充气机械拌和式。除机械拌和外,再向浮选槽中充入低压空气。 3、充气式。靠压入空气进行拌和并发生气泡,如浮选柱和泡沫别离设备等。 4、气体分出式。用下降压力办法或先加压后降至常压的办法,使矿浆中溶解的空气分出,构成微泡。 5、压力溶气式。运用高压将充入的空气预溶于水,然后在常压下于浮选槽内分出,构成很多微泡。 浮选流程包含磨矿,分级,调浆及浮选的粗选、精选、扫选作业。有一段磨浮流程;分段磨矿-浮选的阶段磨浮流程;精矿或中矿再磨再选流程。浮选产出粗精矿的作业称粗选;粗精矿再选作业称精选;尾矿再选作业称扫选。收回矿石中多种有用矿藏时,不同矿藏先后浮选的流程称优先浮选或挑选浮选;先将有用矿藏悉数浮出后再行别离的流程,称混合-别离浮选。工业生产时有必要针对矿石的性质和对产品的要求,选用不同的药方和浮选流程。 铜矿浮选硫化铜矿藏常用黄药(捕收剂),松醇油(起泡剂)和石灰(调整剂)等药剂处理后浮选,以与脉石及共生的硫化铁矿藏别离。大多选用优先浮选。氧化铜矿一般用活化后再加黄药浮选,或直接用脂肪酸作捕收剂浮选。 铅锌矿浮悬选用优先浮选流程时,用硫酸锌、按捺闪锌矿,用黄药浮选方铅矿;然后用硫酸铜活化并再加黄药浮选闪锌矿。选用混合浮选流程时,先用黄药将铅、锌矿藏同时浮出;再对混合精矿用硫酸锌、按捺锌矿藏,浮出铅矿藏。现在许多选矿厂选用及其盐类替代。

铅锌矿石选矿试验方案实例

2019-01-18 13:26:56

某铅锌萤石矿选矿试验方案 (--) 矿石性质研究资料的分析 根据表3-9化学多元素分析和表此矿属粗粒不等粒嵌布的简单易选硫化铅锌萤石矿。3-10物相分析结果可知主要回收对象为铅、锌、萤石。其它元索含悬甚微,无工业价位。铅、锌主要呈方铅矿、闪锌矿存在。铅锌氧化率均在10%以下。金属矿物呈粗粒不等粒嵌只有少量铅锌呈星点状嵌布在千枚岩中。大多数呈不规则粒状,其次呈自形和半自形布的立方体,并且大多数都是单独出现,在石英中呈粗粒或中细粒嵌布。矿石以块状构造为主。故此矿石的嵌布特性和嵌镶关系结构、构造等均有利于破碎、磨矿和选别,属简单易选矿石。   (二) 试验方案的选择 根据所研究矿石的性质选择了如下三个方案: (1) 优先浮选流程 据矿石性质研究结果可知,此矿石属粗粒不等粒嵌布的简单易选硫化铅锌萤石矿。方铅矿和闪锌矿的结构构造、嵌布特性和嵌布关系都有利于选别,磨矿时易于单体解离,不需要细磨,加上方铅矿的可浮性很好,天然的闪锌矿较易浮选,这都是采用优先浮选的有利条件。萤石可从硫化矿浮选尾矿中用浮选回收。 (2)铅锌混合浮选流程 铅锌混合浮选的主要矛盾是铅锌分离的问题,混合精矿分选时,要除去过剩的药剂,处理手续繁杂。若混合浮选指标与优先浮选指标接近,则应首先考虑优先浮选流程。 (3)重介质跳汰浮选联合流程 该矿石属粗粒不等粒嵌布,如方铅矿颗粒一般为1~5毫米,最大可达20毫米; 闪锌矿颗粒一般为2~10毫米,最大可达22亳米,再加上比重较大,故可考虑采用重选。进行比重组分分析,采用的重液HgI2和KI,其比重为2.65,分选给矿粒度25~3可以丢掉占原矿25~32%的废弃尾矿,废弃尾矿品位:Pb0.01~0.2%、Zn0.17~0.14%、CaF21.1~4.2%。表明本矿石可采用重介质选矿丢尾。通过显微镜观察、重力分析等均证明在较租粒度下也可得合格精矿,故决定先按如下两方案进行试验: 1) 将矿石中-25+3亳米的级别进行重介质选矿,以丢弃部分废石。 2 )用跳汰分选出合格精矿,并除去一部分废弃尾矿。进行跳汰试验时,可以将原矿直接跳汰;也可将原矿经重介质分选后所获得的重产物再进行跳汰。 跳汰试验结果表明,获得高品位铅精矿(78%) 比较容易,获得高品位的锌精矿很困难,获得合格的萤石精矿及有用金属含量在0.2%以下的废弃尾矿则是不可能的,同时给矿粒度最大不能超过12毫米。 矿物监定结果表明,不能获得高品位锌精矿的主要原因,是由于已解离的闪锌矿不能很好地与重晶石及萤石分开;不能获得废弃尾矿的原因,是由于尾矿中的脉石含有扁状晶粒和星点状嵌布的方铅矿及闪锌矿占10~15%左右,并且绝大多数与石英连生,即使将它磨至0.5~1毫米,也不易解离,因此不可能采用跳汰法丢尾矿。跳汰可产部分精矿,不能废弃的尾矿可进行浮选试验。合理的方案应该是经重介质(比重2.65)分选后的重产物用跳汰回收粗颗粒的铅和锌精矿,然后将重选尾矿和未进重选的细粒物料送浮选。试验结果表明,重浮联合流程同单一浮选流程指标相近,但可在磨矿前丢去25~32%的废弃尾矿,减少磨矿费用,降低生产成本。 优先浮选和混合浮选两个方案对比,二者指标相同,磨矿细度也相同,而前者的操作比较容易控制,因而推荐优先浮选流程。 原试验报告最终推荐两个方案供设计部门考虑即: 1)重介质-跳汰-浮选联合流程 2 )单一浮选流程(优先浮选)程; 实际上由于重浮联合流程主要优点仅仅是可以减少磨浮段的处理量,指标并未提高,而浮选所需磨矿粒度较粗,过粉碎问题不突出,因而不一定要用跳汰法回收粗粒精矿,可考虑用较简单的重介质-浮选联合流程和单--浮选流程。由于重选丢去的尾矿量不多,加上当时国内尚缺乏重介质选矿的经验,设计部门最后没有采用重浮联合流程,而是选用单一浮选流程。多年生产实践证明,该流程基本上是合理的。   从国内情况看,选别铅锌矿通常以浮选法为主,一般采用混合浮选、优先浮选流程,少数选厂采用等可浮流程。个别选厂采用重选-浮选联合流程。目前在我国混合浮选与优先浮选流程几乎各占一半。多数为一段磨选,个别厂采用粗精矿再磨或混精再磨流程。

铜锌矿石常用的两种浮选方案

2019-02-26 11:04:26

铜、锌矿中的矿藏组成较杂乱,不只铜矿首要呈含铁的黄铜矿或斑铜矿,而且锌矿亦多呈难浮的铁闪锌矿,加上很多的黄铁矿及磁黄铁矿,因而使铜、锌的分选条件愈加杂乱,在浮选铜锌矿石时,常选用两种浮选计划:优先浮选、混合浮选。 (1)优先浮选 在铜的浮选中,铜浮选尾矿参加石灰进步pH值按捺硫化铁矿,一起参加硫酸铜活化闪锌矿,用丁基黄药、二号油浮选闪锌矿。锌浮选尾矿如其间含满足收回的硫铁矿,加硫酸活化之,然后用丁基黄药选出硫精矿。 (2)混合浮选 浮选前进行粗磨矿,用丁基黄药、浮选油(起泡剂)选出铜锌硫的混合精矿。随后将混合精矿进行细磨,用和活性碳脱去混合精矿中的过剩药剂,然后按一般办法进行铜、锌硫的别离。选铜时用、硫酸锌,选锌时加石灰、硫酸铜、黑药,选锌后的尾矿即为硫精矿。是剧剂,用量稍多会形成严峻污染,故近来多用二氧化硫作为闪锌矿的按捺剂。 国内一些选矿厂在处理铜、锌多金属硫化矿方面,通过长时间研讨,选用优先浮选铜后,进行锌硫混合浮选,然后进行锌、硫别离。这种工艺比本来顺次优先浮选工艺,可进步锌、硫收回率,下降药剂用量,特别是取消了硫酸后,减少了对设备的腐蚀。

多金属铅锌矿石选矿分离方法

2019-02-26 10:02:49

1.铅—锌分选 铅—锌别离办法较简略的是运用硫酸锌就获得满足的成果。但是,这种状况很少见到。这是因为铅锌矿石除了闪锌矿有时被铅和钙离子污染之外,还常常伴生有黄铁矿。特别是一种黄铁矿类型的铅锌矿石的硫锌矿石,硫化铁含量达60~70%以上。这样,仅用硫酸锌难以将铅与锌、硫矿藏别离而获得较好的分选作用。此外,在外理铅—锌~铜或铅—锌—铜~硫矿石时,当矿石中含有次生硫化铜矿藏时,矿浆中很多铜离子活化闪锌矿,在这种状况下更难用上述办法使之按捺。从国外选矿实践来看,铅锌别离仍以抑锌选铅的化工艺为主,其间以—硫酸锌法更为遍及,其次是—法。后者对次生铜含量较高,含泥较多的矿石往往能获得较好的分选作用。 加拿大诺娃士柯蒂亚新建的盖斯河铅锌选厂(日处理矿石量为1500吨)。处理碳酸盐型铅锌矿石(含2.8%铅、4.2%锌),在铅、锌分选作业中,选用硫酸锌—工艺,铅精矿档次达72%,铅收回率为94%,锌精矿档次达62%,锌收回率为92%,锌精矿中氧化镁含量仅0.35%。苏联一个铅、锌氧化率高,并含有较多次生铜的萨拉伊尔斯克铅锌选厂在选用化工艺(硫酸锌——)的基础上补加硫酸铵和硅酸钠,对进步铅、锌收回率,尤其是氧化铝的收回率特别有用。 铅锌分选的无工艺除了在日本各选厂中遍及运用的法(包含SO3)和钠(澳大利亚北布罗肯—希尔)外,苏联米苏尔铅—锌选厂则选用氮化物—硫酸锌的分选工艺,近一、两年来,日本和苏联别离报道了两种铅—锌分选新工艺。日本中广吉孝等人指出,将铅—锌混合精矿在30℃条件下,用17%H2SO4溶液酸化拌和7~10分钟,使方铅矿表面遭到H2SO4作用后生成PbSO4而遭到按捺,为铅—锌分选发明了抑铅选锌的新工艺。苏联克瓦幸斯克铅— 锌选厂选用高锰钾彻底替代、不只进步了铅精矿档次,下降了铅精矿中含锌量,并且还大大简化了药剂准则。 2.铜—铅分选 铅—锌—铜(硫)矿石的分选工艺中,除了铜—铅与锌—(硫)别离工艺根本与铅—锌别离工艺相同外,首要问题会集在铜—铅混合精矿的别离工艺上。铜—铅别离工艺根本上有三种,即抑铜选铅的化法,抑铅选铜的重铬酸盐和(及其盐)法。现在,各国铅锌多金属矿石选厂逐步扔掉传统的化法和重铬酸盐法,以防止贵金属被溶解,防止含、含铬的污水。 对黄铜矿、斑铜矿和辉铜矿不具按捺作用。因为其对铜矿藏表面的清洗,因此有活化铜矿藏的作用。盐对未被化的纯洁方铅矿,在矿浆pH值 5今后遭到激烈按捺。在相同盐1.5公斤/吨用量的状况下,跟着方铅矿表面氧化程度的加深,方铅矿被按捺得更凶猛。 盐对铜、铅矿藏的上述选择性按捺作用,广泛地应用于铜铅别离工业生产,因为铜铅别离前,矿浆经拌和、浮选充气等进程,方铅矿表面都不同程序地被氧化,因此可被盐按捺。在生产实践中,盐(或)多与其它按捺剂组合,有利于进步分选作用和安稳性。几种首要的组合办法如下: (1)二氧化硫、淀粉法 美国圣桥矿藏公司、旧金山矿、麦格芒物和加拿大布伦兹维克选厂均选用此法。圣桥矿藏公司所属勃拉息—克里喀、弗菜圈,洼衣畔纳姆等选厂所处理的铜铅锌矿石,其铜铅份额一般为30:1~50:1,乃至到达10:1~100:1。铜铅别离选用二氧化硫和淀粉法。别离前加荷性化淀粉0.25~0.5公斤/吨混精,二氧化硫1.5~3公斤/吨混精,操控矿浆pH值4.5~5,拌和3~5分,能够抑铅选铜。二氧化硫和淀粉的用量要恰当,若二氧化硫不行,淀粉将按捺铜。 (2)、矿浆加温法 在弱酸性回路中,吸附于方铅矿表面的捕收剂随矿浆加热到60℃以上而优先解吸,而吸附于黄铜矿上的捕收剂乃至将矿浆加热到70℃也不解吸。日本花岗堂屋敷和松峰等选厂均选用矿浆加温法。铜铅混合精矿吹入蒸汽,矿浆温度升至60℃后进行铜铅别离。小坂内之岱选厂原矿档次铜1.5%铅1.6%、锌4.9%。选用二氧化矿和氢氧化钙操控矿浆pH为5.5,进行铜铅混合浮选。其铜铅混合精矿加温至70℃,矿浆pH为5.5,浮铜、抑铅。获得铅精矿档次26%、铜收回率81.8%;铅精矿档次58.1%,铅收回率70%。 (3)——法 该法对含黄铁矿高、泥多、次生硫化铜高的矿石,可得到较好的成果。 (4)硫代硫酸钠(Na2S2O3)—法 该法能按捺被铜离子激烈活化的方铅矿、对成分杂乱的矿石进行有用别离。苏联捷略诺夫斯克选厂原矿成分杂乱,含有原生、次生硫化铜和氧化铜矿藏,方铅矿受铜离子激烈活化。为替代,用一般盐法均未获得成效。米哈诺布尔研究院提出了用Fe3+—S2O32-法能够对混合精矿获得安稳的分选作用,1977年在捷略诺夫斯克选厂进行了抑铅选铜的工业实验,获得了较好目标:铜精矿档次30.27%、别离作业收回率90%;铅精矿档次68.5%、作业收回率97%。1979~1980年经改进后,用硫代硫酸钠、作方铅矿抑剂又进行了一系列半工业和工业实验,证明对含次生铜和氧化铜为20~25%的硫化矿石,能够进行有用别离,获得较高目标。 (5)Nuchar 别离办法 此法为十四届世界选矿会议上提出的新别离办法,当处理难选的、低档次的铜铅混合精矿时,选用—加热法或重铬酸盐等按捺剂的按捺作用,随别离给矿中闪锌矿和黄铁矿含量的添加而急剧下降。当选用—加热法时,脉石矿泥的存在, 则下降铜的浮游速度。新的别离办法是将铜铅混合精矿用活性炭脱药,加剧和水玻璃的等量混合物拌和,再加CMC抑铅选铜。与二氧化硫—加温法比较,半工业实验铜精矿档次由27.8%进步到28.7%,别离作业铜收回率由92.9%进步到94.7%,铜精矿含铅由3.71%降到0.6%,别离作业铅的收回率由79.7%进步到97.4%。 其他办法不家南朝鲜第二莲花矿业的NaHSO3与遍及水泥合作的抑铅选铜工艺。苏联别洛乌索夫铜—铅混合精矿的别离选用H2SO4(800克/吨)抑铅选铜的工艺。以及印度拉贾斯坦的拉杰普拉—达里博矿床的铜含量较低的铜铅混合精矿(铅34.8%和铜5.5%),分选实验提出方铅矿的有用按捺剂组合是碳酸、和柠檬酸的混合物的工艺等。 3.锌—硫分选 铅锌多金属矿石浮选工艺中,锌硫别离办法,从国内外选矿实践来看,大多选用石灰按捺硫化铁矿藏(黄铁矿和磁黄铁矿)。硫酸铜活化闪锌矿。单个选厂在锌硫别离时还选用少数。值得注意的是加拿大布伦兹威克12号选矿厂处理铜—铅—锌矿石运用二氧化硫下降pH值(4.5~4.8),并用蒸汽加温办法从含铅、锌、铜和FeS2的混合精矿中仅浮选黄铁矿(浮选pH为5.0~5.3),改进了分选作用,使铅精矿档次进步8%。西德梅根选厂运用相似的办法,将锌—硫混合精矿矿浆加温至80℃,用二氧化硫在pH为4.6条件下处理,按捺闪锌矿,浮选黄铁矿,使锌精矿档次进步7%,到达55%。

某氧化铅锌矿石选矿试验研究

2019-02-21 11:21:37

我国存在很多档次较低、且难处理的氧化铅锌矿石。针对氧化铅锌矿石矿藏组成杂乱,风化、泥化严峻,矿藏单体解离困难等特色,进行了选矿实验,以使这类矿石得到合理开发利用。 一、矿石性质 矿石中首要金属矿藏为白铅矿、铅矾、菱锌矿、褐铁矿、赤铁矿等,首要脉石矿藏为石英、方解石、白云石等。矿石化学多元素分析成果见表1,铅、锌物相分析成果见表2。铅、锌档次分别为2. 60%和4.26%。物相分析标明:铅矿藏首要是白铅矿,还有少数铅钒;锌矿藏则为菱锌矿及少数异极矿。矿石氧化程度较深。 表1  原矿化学多元素分析成果    %表2  矿石物相分析成果二、实验计划挑选 针对矿石的特色进行了前期探究实验。实验成果标明:选用硫化浮选法可回收矿石中的铅锌矿藏,脱泥浮选并不能有用改进浮选目标,相反却丢失很多微细颗粒铅锌矿,由于细泥中的白铅矿具有较好的可浮性,浮选前脱泥会使铅回收率下降,可通过添加调整剂减轻矿泥的影响。在不脱泥情况下,选用硫化-胺法浮选,可获得较好目标。 三、实验成果评论 (一)铅粗选条件实验 1、涣散剂用量对铅矿藏浮选的影响 依据条件实验成果,断定磨矿细度为-0.074mm占80%。矿石泥化比较严峻,需求参加涣散剂对矿浆进行涣散,消除矿泥的影响。在矿浆pH=9,用量2kg/t,硫酸锌与钠(质量比1∶1)混合用量1000g/t,乙硫氮+丁黄药用量80g/t条件下,涣散剂水玻璃用量对铅矿浮选目标的影响实验成果如图1所示。图1  水玻璃用量对铅矿浮选目标的影响 由图2可见:参加水玻璃可进步铅矿档次和铅的回收率;随水玻璃用量增大,铅精矿档次进步,但铅回收率下降。阐明水玻璃具有比较好的涣散效果,可以明显进步铅矿浮选目标,但用量过大时,对铅矿藏有必定按捺效果。图2  用量对铅矿浮选目标的影响 2、用量对铅矿藏浮选的影响 氧化铅矿藏的硫化效果直接影响选别目标:用量小,硫化效果不抱负;用量过大,又会按捺铅矿,下降铅回收率。从图2看出:随用量增大,铅粗精矿档次略有下降,这可能是矿浆碱性进步、黏度增大所造成的。铅粗精矿回收率在必定范围内随用量增大而进步,但用量过大时,铅粗精矿回收率呈下降趋势。归纳考虑,用量以4000g/t较适合。 3、按捺剂用量对铅矿藏浮选的影响 水玻璃用量400 g/t,用量4 kg/t,乙硫氮+丁黄药用量为100 g/t,硫酸与钠(1∶1)用量对粗铅精矿锌档次的影响实验成果如图3所示。图3  硫酸锌+钠(1∶1)用量对铅矿浮选的影响 由图4可见:随硫酸锌与钠混合物用量逐步增大,铅粗矿中锌档次逐步下降;混合物用量增大到800 g/t后,锌回收率与档次改变不明显。这首要是矿石含泥较多、机械搀杂所造成的。因而,硫酸锌与钠混合物的适合用量以800 g/t为宜。 4、捕收剂的挑选与用量 鉴于矿石性质较杂乱,单一药剂在浮选性能上存在某些缺点,故选用组合药剂作为捕收剂,并对几种组合捕收剂进行比照实验。这些组合捕收剂分别为乙硫氮+丁黄药、乙黄药+丁黄药、丁黄药+丁铵黑药,每种组合中2种捕收剂的质量比均为1∶1。实验成果标明:选用乙黄药+丁黄药组合,铅回收率最高,达64.88%,铅档次也达18.1%,归纳目标较好。混合药剂用量对浮选目标的影响实验成果如图4所示。可以看出,乙黄药+丁黄药组合的最佳用量为120 g/t。图4  捕收剂用量对铅浮选目标的影响 (二)锌粗选条件对浮选的影响 在丁基黄药用量200g/t,2#油用量60g/t条件下,调查活化剂硫酸铜用量对氧化锌浮选的影响,实验成果如图5所示。可以看出:随硫酸铜用量添加,锌档次下降,但回收率增大;当硫酸铜用量添加到600 g/t时,锌回收率添加不明显。故硫酸铜用量断定为600 g/t。图5  活化剂用量对锌浮选目标的影响 (三)闭路实验 铅浮选条件:用碳酸钠调矿浆至pH=9,水玻璃用量400 g/t,用量4 kg/t,混合黄药用量120g/t;锌浮选条件:硫酸铜用量600g/t,丁基黄药用量200g/t,2#油用量60 g/t。小型闭路实验流程为一粗一扫三精选;铅、锌给矿档次分别为4.26%和2.60。所得铅精矿档次45. 23%,回收率73. 51%;锌精矿档次40. 56%,回收率为72. 21%。 四、定论 氧化铅锌矿矿藏组成杂乱,风化、泥化严峻,矿藏单体解离困难。选用硫化浮选法可有用富集铅锌矿藏。乙黄药+丁黄药对铅矿藏有较好的捕收才能和挑选性,适量的水玻璃有较好的涣散效果,可以明显改进铅矿浮选目标;硫酸锌+钠是锌的杰出按捺剂,硫酸铜可起到活化锌矿的效果,进步锌的浮选目标。

浮选含异极矿的锌矿石的药剂

2019-02-26 16:24:38

摘要:一般用脂肪胺捕收剂浮选氧化锌矿石。这种捕收剂需求联合使用和碳酸钠预先对氧化锌矿藏硫化。特别是对异极矿矿石,涣散剂是必要的。应该用燃料油和起泡剂来乳化捕收剂。浮选药剂用量很大是该矿石浮选的一个特色。在药剂准则中,对每一种药剂的份额需细心地优化。 关键词:泡沫浮选 浮选药剂 异极矿锌矿活化剂 捕收剂 涣散剂 概述 虽然在意大利和法国,前期的氧化锌矿山已经在闭,但巴西、、伊朗和澳大利亚由氧化矿石出产锌精矿还占有必定的份额。从第二次世界大战到20世纪80年代,意大利和法国在处理含异极矿的矿石工艺拟定的研讨中居领先地位。在这两个国家资源耗费完今后,这方面的研讨工作就停顿了。 巴西出产锌精矿的公司运营一个挖掘硅锌矿矿石的地下矿山和一个挖掘异极矿矿石的露天矿山。选矿厂用不同的选矿回路别离处理这两种矿石。浮选硅锌矿矿石的药剂准则为:用预先硫化氧化锌矿藏,用伯胺作为浮选捕收剂。浮选给矿不脱泥,浮选得到锌档次为44%,回收率为87%的精矿。 异极矿矿石需求用旋流器脱泥,浮选成果较差,精矿锌档次为38%,回收率为55%左右。在异极矿浮选回路中,用聚酸盐作为脉石矿藏的涣散/抑制剂。 在巴西对锌的需求一向稳步增长。为了战胜锌精矿产品的缺乏,进行了含泥异极矿矿石实验室浮选实验,以断定有用的涣散进程和适宜的浮选药剂准则。矿浆中矿粒的涣散关于这种矿石浮选选择性的进步是非常重要的。对矿石的性质进行了研讨, 以解说异极矿与硅锌矿浮选成果的不同。所取得成果对选矿厂的操作和其它异极矿矿石的研讨有必定的参阅含义。

多金属铅锌矿石选矿分选流程

2019-02-14 10:39:49

拟定多金属矿石选矿工艺流程时,有必要考虑有较高的选矿目标和矿藏资源归纳利用程度。    为处理不同性质的矿石,生产上首要选用如下四种流程:    直接优先流程   铜、铅、锌顺次浮选的优先流程处理多金属矿石,能够习气矿石档次的改动,具有较高的灵活性,对原矿档次较高的原生硫化矿比较合适。    国外大多数铅锌选厂选用优先浮选流程。例如:欧洲最大的铅矿之一瑞典的Lalsvall铅—锌选厂所选用的分选流程是典型的优先流程。    全混合流程   这种流程习气原中硫化矿藏总含量不很高,硫化矿藏之间共生亲近,结构杂乱、嵌布粒度细的矿石。它能简化工艺,削减矿藏过破坏,然后有利于分选;能够通过进步单位时间内的处理量;运用强捕收剂、药剂的联合运用等手法强化浮选进程;有或许使铅、锌硫化矿与氧化矿浮选到一个混合精矿中;及时地与终究尾矿一同抛弃对分选有害的可溶性盐和细泥物质。苏联阿尔玛雷克铅锌选厂选用这种流程,取得比选用优先流程更为高的目标。铅精矿档次进步10%。锌精矿档次进步4.5%(绝对值),矿石的归纳利用率从75.4%进步到83.7%,劳动生产率进步一倍。    铜铅混合浮选流程   这是生产上运用最广泛的一类流程。当原矿中铜或铅的档次低时,往往选用这类流程比较经济。日本以处理杂乱硫化矿出名,工艺特色 是铜、铅、锌、硫顺次优先浮选,多段细磨,二氧化硫、矿浆加温等。如堂屋敷选厂处理的矿石为含次生铜20%以上的铜铅锌硫多金属矿,原矿磨矿后增加,调整pH值至4.5,再加石灰使pH值上升到6,进行铜铅与锌、硫分选。    等可浮流程   依据矿石中矿藏可浮性的好坏,顺次浮选出可浮性好的、中等的以及较差的矿藏群,然后再按需求进行别离浮选或精选,产出各种金属的精矿。苏联哲兹卡兹干铜铅矿不必按捺剂预先分出方铅矿、黄铜矿细泥,然后选出次生硫化铜,终究用丁基黄药、黑药在苏打介质pH为8.2~8.5时浮出粗粒铜、铅连生体。粗粒铜铅混合精矿再磨后与细粒合并用锌络合物别离,比本来的混选流程进步铜收回率1.8%;铅精矿含铜从5~6%下降到4%;用量下降30%。    世界各国绝大多数选厂都把进步矿石中各种金属的归纳利用程度作为革新工艺流程的要点。浮选流程的拟定首要取决于矿石的特征。流程结构的革新包含以下几个方面。    1.磨矿流程及磨矿地址    依据矿藏嵌布粒度和结构结构,常用的磨矿流程有下列几类:1)一段细磨或粗选尾矿再磨;2)中矿再磨;3)粗精矿再磨;4)混合精矿再磨。尤其是精选回路中的再磨(粗精矿、中矿再磨)流程最为常见,也是革新流程结构的首要方向之一。例如:选用中矿再磨流程的有澳大利亚新布罗肯—希尔、墨西哥奈 卡等选厂。选用粗精矿再磨流程的有西德梅根、西班牙鲁比阿列斯等铅锌选厂。阶段选其他有美国帮克尔—希尔—凯洛格。将中矿回来流程首部磨矿—分级回路的有加拿大斯特金湖、西德梅根等选厂。澳大利亚芒特艾萨公司选厂选用此流程,改进了铅、锌精矿档次和收回率。在选用中矿再磨流程时,应该尽量削减来矿点,并且,最好只磨扫选泡沫(因扫选泡沫的数、质量易于控制)。例如,日本神冈矿业所的鹿间选厂。    上述几种磨矿流程往往在一个选厂兼而有之,即便只要一种磨矿流程,也或许分段进行。比较典型的是日本丰羽选厂。它的矿石性质杂乱,再磨点达五处之多(流程见下图),但取得了榜首流的选矿目标。1981年下半年在原矿αpb =2.38%,αZn =8.27%,αs =13%的情况下,到达了铅精矿βpb =70%,εpb =89.5%;锌精矿βZn=57.5%,εZn=95.3%。[next] [next]     2.重介质预选(详见矿石的预选)    铅锌矿石浮选之前进行重介质预浮能够大起伏抛废(抛废量达35~40%),进步矿石的当选档次。在矿石档次逐步下降的情况下确保或进步金属收回率。铅锌矿石重介质预选—浮选流程日益被广泛运用。苏联列宁诺戈尔斯克选厂在重介质预选后,将重产品和细粒级矿石别离处理,使金属收回率进步2~2.5%,一同还下降了处理本钱。此外,象苏联兹良诺夫斯克和蒂克里斯克、美国巴布—巴恩斯、加拿大苏利万、西德梅根、日本细仓及以意大利玛苏阿的阿米—萨尔达(Ammi—Sarda)和波兰喔列库什(OⅡъкцⅢ)等硫化、氧化和混合铅锌矿选厂均成功地选用了重介质预选工艺。据最近报道,苏联选用包含重介质、浮选、化等工艺在内的联合流程处理含金、银的铅锌多金属矿石,取得了高目标。原矿含1.4%铅、3.9%锌、0.16%铜。铅、锌精矿档次别离为53.69%和61.6%。收回率别离为73.2%和93.7%,并能取得含铜13%、铅9.3%的中矿。金银的总收回率别离高达90.1%和90.2%。    3.分粒级浮选及中间浮选   (1)分粒级浮选   分粒级浮选能扩展细粒矿藏收回粒度的下限,并进步其分选功率,日本松峰选厂在处理矿藏浸染粒度细、易泥化、含泥多(有时高达30%)的“黑矿石”时,在铜—铅混合浮选第三次精选作业和铜—铅分选作业及锌精选、扫选作业均选用粒级浮选(合作温水作业)都能改进浮选目标,铜精矿档次由18.1 %进步到22%;铅精矿档次由48.5%进步到58.3%;铅、锌收回率都有较大起伏的进步,别离由27.5%和83.8%进步到40.7%和86.2%。   (2)泥、砂分选   这种流程是下降矿泥搅扰,进步分选功率的有用办法。苏联列宁诺戈尔斯克、兹良诺夫斯克、米苏尔等选厂,日本释迦内选厂均把脱除的原生矿泥独自选别,明显地改进了矿藏分选的选择性,使选厂目标得到明显改进。   (3)中间浮选   选用粗磨条件下的中间浮选是下降单体解离情况矿藏泥化的有用办法。如苏联阿尔玛雷克铅锌选厂在混合浮选头部浮选出部分泡沫产品,使其不经正常精选的前部作业而直接进入其终究阶段。米苏尔选厂选用中间浮选并合作运用非极性药剂,使铅、锌档次别离进步10.1%和2.5%;铅、锌收回率别离进步0.7~1.5和3.4~4.1%。    4.关于活性黄铁矿的搅扰及处理办法    不少铅锌矿石都存在必定数量浮选活性较好的黄铁矿,在传统的选铅作业条件下,它往往随方铅矿上浮,当进步pH按捺它时,方铅矿又随之受按捺,一同,闪锌矿又往往因pH值的进步而上浮,然后形成操作上拉不能拉,压又不能拉的情况,选矿目标往往因铅锌互含高而很不抱负,乃至运用很多也杯水车薪。因而,长期以来对这种与方铅矿可浮性附近的黄铁矿的搅扰,被看成是一个难于处理的问题。近十多年来通过不断的生产实践,探索到了下述几个处理办法。   (1)改动传统的有用矿藏的浮选次序    一般的铅锌矿石的浮选次序是方铅矿—闪锌矿—黄铁矿。而对具有上述特性的难选矿石,能够顺水推舟,爽性使黄铁矿先于闪锌矿而与方铅矿一同浮出,然后进行铅硫别离。日本的丰羽选厂,就是选用铅—硫混合浮选流程来处理那部份活性黄铁矿的搅扰,对另一部份可浮性一般的黄铁矿,仍放到骨干流程的后部去选别。在西德的梅根,其原矿中约有10%胶状黄铁矿可浮性也较好,1974年曾经用惯例浮选次序,只得到铅精矿为βPb=25%;εPb=37%的目标。1974年开端选用了特殊的高碱作业抑硫浮铅,浮铅后不是浮锌,而是先浮选胶状黄铁矿,再浮锌,终究再浮遍及的黄铁矿(见下图)。[next] [next]    (2)选用特殊的作业条件    关于上节所述矿石中部分活性黄铁矿的搅扰,在运用优先浮选流程中,除了以改动浮选次序的办法处理之外,还可选用特殊作业条件:1)用很多石灰(pH>11.5)按捺黄铁矿;2)用高档黄药捕收方铅矿平 3)将粗选作业的黄药悉数参加榜首段球磨机中。在用这组作业条件优先选铅时,可相同用硫酸锌类药剂来按捺闪锌矿。    在高pH值下用黄药捕收剂浮选方铅矿,在曩昔被认为是不或许的,其依据是方铅矿适合的pH值规模为7~9,当pH>9时,方铅矿就遭到按捺。别的,在优先浮选方铅矿时,着重运用选择性杰出,捕收才能较弱的乙黄药。事实上也是这样,在弱碱性矿浆中若运用丁黄药,的确能引起操作紊乱。至于黄药的增加地址,一般习气把黄药增加到浮选前的拌和槽,这儿之所以加到球磨,也是因为高碱条件的需求。总归,这儿所说的三个特殊作业条件:在一般情况下是不被选用的。1974西德梅根选厂W.Latsch首要发现了这一组特殊作业条件。在这组条件下。黄铁矿、包含在一般情况下可浮性与方铅矿附近的那部分黄铁矿,均失去了可浮性,而方铅矿却依然保持着可浮性,这样,就扩展了二者可浮性之差,然后到达优先浮选方铅矿的意图。    梅根的矿石中有10%易氧化的胶状黄铁矿,粒度细的小于10μ,具有较高的可浮性,成了梅根选厂浮选技能的首要问题。但梅根选厂自从选用这一组作业条件后,使铅收回率从33%进步到60%,铅精矿的铅档次从25%上升到50%。梅根选铅时运用的是异丙基黄药。   (3)反浮性的运用    矿石中的胶状黄铁矿也常对锌浮选发生搅扰,使锌精矿档次提不高。对此问题,加拿大布伦兹维克矿早在1970年曾经就成功地运用热二氧化硫法进行胶状黄铁矿的反浮选。    所谓热二氧化硫法,就是对给入反浮选黄铁矿的矿浆在榜首个拌和槽通入SO2,使矿浆呈弱酸性,然后在第二个拌和槽通蒸汽加热,跟着温度的上升,SO2使矿粒表面的黄药解吸、分化,这个进程对铜、铅、锌的硫化矿较快,对黄铁矿较慢,然后形成二者可浮性的距离,而在75℃~80℃时到达最佳经济水平,这样,胶状黄铁矿就可作为泡沫产品产出,而铜、铅、锌的硫化矿作为终究精矿留在槽内,各条件中,温度是最重要的。矿浆冷却后,铜、铅、锌等硫化矿藏又可从头取得可浮性而无须增加捕收剂。    布伦兹维克№6选厂用SO2在pH4.5~4.8时按捺方铅、黄铜矿、闪锌矿,然后把矿浆加温到79.4℃,浮选黄铁矿、磁黄铁矿。与按捺黄铁矿浮选铜—铅—锌混合精矿办法比较,在相同收回率情况下,混合精矿档次较高。该厂用热二氧化硫法只通过一粗一扫作业,混合精矿档次就从Pb+Zn+Cu=42%进步到57%。    布伦兹维克№12选厂也用此法从锌精矿中反浮选黄铁矿,把锌精矿位从50%进步到57.8%。    1976年梅根选厂的热二氧化硫工艺正式投产,总锌中矿含锌约35%,在榜首拌和槽加SO2约3.5公斤/吨,pH为4.2;在第二拌和槽用蒸汽加热至80℃;浮选选用一粗三精;槽内锌精矿档次从曩昔的53.2%进步到54.75,最高达58%;锌作业收回率为81%。