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公开(公告)号:CN101797535B
公开(公告)日:2012-10-03
申请号:CN201010146288.5
申请日:2010-04-13
Applicant: 中南大学 , 蒙自矿冶有限责任公司
Abstract: 本发明公开了一种含黄铜矿型复杂铅锌硫化矿浮选方法,其在磨矿过程中调节pH值为10-11,加入矿浆电位调整剂焦亚硫酸钠调节矿浆电位220~260mV(相对于氢标准电位),并加入硫酸锌、乙基黄原酸甲酸乙酯、乙硫氮磨矿,再经过一次粗选、一次扫选流程、二次精选实现了铜铅矿物的混合浮选富集,形成铜铅混合精矿。铜铅混合精矿经过加入活性炭进行药剂脱附,加入过硫酸钾和羧甲基淀粉抑制铜铅混合精矿中方铅矿等含铅矿物。经过一次粗选、一次扫选和三次精选获得铜精矿。针对铜铅混合精矿经过浮选回收铜矿物后的尾矿,调节pH至9.0,加入焦亚硫酸钠、乙硫氮、丁基醚醇,经过一次粗选、一次扫选和二次精选获得铅精矿。该方法保证了铜和铅精矿的品位和较高回收率,还减少了环境污染。
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公开(公告)号:CN101844108B
公开(公告)日:2013-03-20
申请号:CN201010147864.8
申请日:2010-04-13
Applicant: 中南大学 , 蒙自矿冶有限责任公司
IPC: B03D1/01 , B03D1/004 , B03B1/00 , B03D101/02 , B03D101/04
Abstract: 本发明针对含砷硫铁矿的硫砷浮选分离,首先进行矿浆的调节,通过调整矿浆pH值保持在9~10,通过加入氧化药剂过硫酸钠、次氯酸钙调节矿浆电位为350~380mV,并通过加入空气,提高矿浆中的氧气含量,稳定矿物浮选的电化学条件。在硫铁矿与砷黄铁矿的浮选分离过程,通过加入氧化药剂过硫酸钠、次氯酸钙稳定矿浆电位,根据电化学浮选技术原理,利用新的捕收剂二苯胺基二硫代磷酸和调整剂水玻璃、腐植酸钠抑制砷黄铁矿,使砷黄铁矿与黄铁矿、磁黄铁矿等硫铁矿在后续的浮选过程可以选择性地和药剂作用。使矿石中硫铁矿与砷黄铁矿浮选分离,形成含砷低的硫精矿。
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公开(公告)号:CN101844108A
公开(公告)日:2010-09-29
申请号:CN201010147864.8
申请日:2010-04-13
Applicant: 中南大学 , 蒙自矿冶有限责任公司
IPC: B03D1/01 , B03D1/004 , B03B1/00 , B03D101/02 , B03D101/04
Abstract: 本发明针对含砷硫铁矿的硫砷浮选分离,首先进行矿浆的调节,通过调整矿浆pH值保持在9~10,通过加入氧化药剂过硫酸钠、次氯酸钙调节矿浆电位为350~380mV,并通过加入空气,提高矿浆中的氧气含量,稳定矿物浮选的电化学条件。在硫铁矿与砷黄铁矿的浮选分离过程,通过加入氧化药剂过硫酸钠、次氯酸钙稳定矿浆电位,根据电化学浮选技术原理,利用新的捕收剂二苯胺基二硫代磷酸和调整剂水玻璃、腐植酸钠抑制砷黄铁矿,使砷黄铁矿与黄铁矿、磁黄铁矿等硫铁矿在后续的浮选过程可以选择性地和药剂作用。使矿石中硫铁矿与砷黄铁矿浮选分离,形成含砷低的硫精矿。
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公开(公告)号:CN100537042C
公开(公告)日:2009-09-09
申请号:CN200610136736.7
申请日:2006-11-24
Applicant: 中南大学
IPC: B03D1/014 , B03D1/008 , B03D1/00 , B03B1/00 , B03B1/04 , B03D101/02 , B03D101/04 , B03D103/02
Abstract: 本发明公开了一种对含铁闪锌矿、磁黄铁矿型复杂铅锌银硫化矿进行铅锌浮选的方法,主要包括控制浮选电化学条件的铅矿物分支浮选,控制浮选电化学条件的锌硫浮选分离。本发明的优点在于:采用两次分支浮选实现铅-锌硫分离,对于矿石中粗粒易浮的方铅矿和银矿物在较高矿浆电位、低pH条件下使用新型复合捕收剂进行铅矿物快速浮选;较低矿浆电位、高pH条件下进行细粒难浮的铅矿物常规浮选。浮铅后的尾矿以石灰调节矿浆pH至12以上,以硫酸铜活化铁闪锌矿,采用与硫化铅矿物浮选同一类型的捕收剂回收铁闪锌矿,使得铅浮选废水和锌浮选废水的性质基本一致,有利于浮选废水的循环使用。
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公开(公告)号:CN102218374A
公开(公告)日:2011-10-19
申请号:CN201010148201.8
申请日:2010-04-13
Applicant: 中南大学 , 蒙自矿冶有限责任公司
Abstract: 锡石多金属硫化矿选择性磨矿方法。本发明利用锡石表面与硫化矿物特别是黄铁矿、磁黄铁矿、闪锌矿和脆硫锑铅矿的表面亲水/疏水性质的差异,磨矿过程添加浮选药剂,可使矿石在磨矿粒度较粗的条件下采用浮选方法实现锡石与这些硫化矿的浮选分离。采用本发明处理对含Sn 0.5~1%、S 12~17%的锡石多金属硫化矿,采用本发明可使浮选要求的矿石磨矿粒度降低,细粒的锡石(-0.039mm粒级)含量降低20%,大大减少了锡石的过粉碎。
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公开(公告)号:CN101797535A
公开(公告)日:2010-08-11
申请号:CN201010146288.5
申请日:2010-04-13
Applicant: 中南大学 , 蒙自矿冶有限责任公司
Abstract: 本发明公开了一种含黄铜矿型复杂铅锌硫化矿浮选方法,其在磨矿过程中调节pH值为10-11,加入矿浆电位调整剂焦亚硫酸钠调节矿浆电位220~260mV(相对于氢标准电位),并加入硫酸锌、乙基黄原酸甲酸乙酯、乙硫氮磨矿,再经过一次粗选、一次扫选流程、二次精选实现了铜铅矿物的混合浮选富集,形成铜铅混合精矿。铜铅混合精矿经过加入活性炭进行药剂脱附,加入过硫酸钾和羧甲基淀粉抑制铜铅混合精矿中方铅矿等含铅矿物。经过一次粗选、一次扫选和三次精选获得铜精矿。针对铜铅混合精矿经过浮选回收铜矿物后的尾矿,调节pH至9.0,加入焦亚硫酸钠、乙硫氮、丁基醚醇,经过一次粗选、一次扫选和二次精选获得铅精矿。该方法保证了铜和铅精矿的品位和较高回收率,还减少了环境污染。
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公开(公告)号:CN101190426A
公开(公告)日:2008-06-04
申请号:CN200610136735.2
申请日:2006-11-24
Applicant: 中南大学
IPC: B03D1/004 , B03D1/008 , B03D1/00 , B03B1/00 , B03B1/04 , B03D101/02 , B03D103/02
Abstract: 本发明公开了一种硫化-氧化混合铜矿浮选方法,包括磨矿和铜浮选步骤:磨矿过程中加入戊基黄原酸甲酸乙酯20-50g/t原矿,同时加入pH调整剂使矿浆pH保持9.5-10.5;包括一次快选、一次粗选、一次扫选和三次精选;快选过程中加入壬基羟肟酸20-30g/t原矿,加入起泡剂20-30g/t原矿;粗选过程中加入戊基黄原酸甲酸乙酯10-30g/t原矿、壬基羟肟酸10-20g/t原矿,加入起泡剂10-20g/t原矿;扫选过程中加入壬基羟肟酸10-20g/t原矿;保持浮选矿浆pH为9.5-10.5,回收铜矿物。相对传统的硫化铜矿和氧化铜矿的浮选方法,本发明提高了浮选效率,减少了浮选设备与能耗,铜回收率提高10%以上。
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公开(公告)号:CN101033507A
公开(公告)日:2007-09-12
申请号:CN200710034747.9
申请日:2007-04-16
Applicant: 中南大学
CPC classification number: Y02P10/234
Abstract: 本发明涉及一种低品位铅锌硫化矿浮选与细菌浸出联合处理工艺。本发明采用优先浮选的方法将一种低品位铅锌硫化矿中的铅首先分离出来,得到合格品位的铅精矿和锌粗精矿,再对锌粗精矿进行细菌浸出,获得含锌的浸出液。整个流程铅锑回收率超过80%,锌的回收率超过85%;本发明与现有技术相比具有能充分利用矿石资源的特点,使铅锑锌的分离技术得到深化和发展,降低了生产成本,有较好的经济效益和社会效益。
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公开(公告)号:CN101786049A
公开(公告)日:2010-07-28
申请号:CN201010144978.7
申请日:2010-04-13
Applicant: 中南大学 , 蒙自矿冶有限责任公司
Abstract: 本发明公开了一种高氧化率铅锌硫化矿浮选方法。本发明将pH值11.3-11.5,浓度为30%的矿浆进行第一次浮选,加入异丁基黄原酸甲酸乙酯10-20g/t原矿、乙硫氮[(C2H5)2NCSSK]20-40g/t原矿,得到铅粗精矿;将第一次浮选后剩余的尾矿采用一次粗选、一次扫选和二次精选的流程回收得到剩余的铅矿物,再与第一次浮选得到的铅粗精矿合并精选一次形成最终铅精矿;浮铅后的尾矿浮选回收获得锌精矿。本发明对氧化率为15-20%的铅锌矿,采用本发明可获得Pb品位为51-52%,回收率80-84%;锌精矿品位Zn为46-50%,回收率84-86%,与常规方法相比,Pb、Zn回收率提高8%以上。
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公开(公告)号:CN101190426B
公开(公告)日:2010-04-14
申请号:CN200610136735.2
申请日:2006-11-24
Applicant: 中南大学
IPC: B03D1/004 , B03D1/008 , B03D1/00 , B03B1/00 , B03B1/04 , B03D103/02 , B03D101/02
Abstract: 本发明公开了一种硫化-氧化混合铜矿浮选方法,包括磨矿和铜浮选步骤:磨矿过程中加入戊基黄原酸甲酸乙酯20-50g/g原矿,同时加入pH调整剂使矿浆pH保持9.5-10.5;包括一次快选、一次粗选、一次扫选和三次精选;快选过程中加入壬基羟肟酸20-30g/t原矿,加入起泡剂20-30g/t原矿;粗选过程中加入戊基黄原酸甲酸乙酯10-30g/t原矿、壬基羟肟酸10-20g/t原矿,加入起泡剂10-20g/t原矿;扫选过程中加入壬基羟肟酸10-20g/t原矿;保持浮选矿浆pH为9.5-10.5,回收铜矿物。相对传统的硫化铜矿和氧化铜矿的浮选方法,本发明提高了浮选效率,减少了浮选设备与能耗,铜回收率提高10%以上。
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