浮选矿浆的电位调节系统

吾趣易学f≯7一浮选矿浆的电位调节系统，?．氧化剂与还原剂为处理硫惑原剂的种类非常之多，但是能被应用的当中，多数硫化矿浮选在一定电位范围内进行，为了改变电位利用各种氧化剂和还原剂，而为了加速氧化一还原过程，采取多种强化措施添加还原剂(硫化物、亚硫酸氢盐、亚硫酸盐或氧化剂(赤血盐、高锰酸盐)可极大地提高硫化物分离的选择性。采用氧化剂和还原剂，可为一些矿物的浮选和抑制别一些矿物创造必要的电位值。 表 关于同志近三年现实表现材料材料类招标技术评分表图表与交易pdf视力表打印pdf用图表说话 pdf 1、2列举了液体的、固体的和气态的氧化剂和还原剂，并列有电化学反应热力学电位以及物理和生物的强化作用。表l有色金属矿石浮选时应用的氧化剂和还原音町固态物质溶檀气体强化作用氧化荆Mno2Hlo2O2Fe2OjCAO—O3催化、细菌、电s2峭一a2化学处理、热(5-2o{空气力、超声波、放CfO卜射性及加建电MnO予辐射等佧用．Fe’Fe(CN)一匝坂剂St。N2S；。H2电处理f通过加S速电子的射S20％SO]P5+NaOHNa2S—A02局限于没有选择作用，价格贵或不符合环境保护的要求。表2在有色金属矿石浮选时的氯化捐和还原剂电化学反应的 标准 excel标准偏差excel标准偏差函数exl标准差函数国标检验抽样标准表免费下载红头文件格式标准下载 电摄电位电极反应F．B氧化反应+ZH++2e=Ot+HtO1．8702+4H+4e一2H-~O1．03slo}+2e鬲2s0i—1．8IH202+2H一+挑=ZH201．57MnO+4H一Mn+2H201．50MnO2+4H+2e=Mn+2H20I．0302o}+14H一+6e=2CRY-+7H$OI．I3HC10+H+2e=(+H2O1．29Cl2+2e=2a一1．15+eFn57Fo(CN)~_卜e—Fe(CN)$一O．16碱化橱与黄腻醺盐的氧化匝原过程的举科Pbs+2H+2ePb+H2s一0．I3K耻+2e2Kx一O．3÷一O．还原反应2H+上2e~H2一0．6JFez++2e—Fe一0．64S+2e=S一一O．7Isl+=2s2—O．7J2s0i一十3HtO+4e=st一十6OH——O．78SO+H2O+2e=s0S一十2oH—1．】2H'~O+2e=H2+2OH一一1．O3多金属矿石的物质组成、浸染性和工艺性质对选别 流程 快递问题件怎么处理流程河南自建厂房流程下载关于规范招聘需求审批流程制作流程表下载邮件下载流程设计 的选择和药剂 制度 关于办公室下班关闭电源制度矿山事故隐患举报和奖励制度制度下载人事管理制度doc盘点制度下载 特点有影响。现有的混合精矿分离方法可大致划分为9维普资讯http://www.cqvip.com三大类——氧化法、还原法和联合的方法。2、硫化矿浮选的药剂制度2．1氧化剂体系Cu-Pb精矿的分离：碱金属的重铬酸盐、过氧化氢的水溶液、高锰酸钾和氯化石灰可用作氧化荆。高锰酸盐法不能得到十分稳定的结果，铜和铅回收率的总和不超过150。重铬酸盐处理在pH=7条件下进行，而后续的硫化铜浮选pH大于8，这些pH值保证最有效的抑制方铅矿。重铬酸盐是未被活化的方铅矿的抑制剂。用重铬酸盐分离。其方法简单，生产费用少，它的优越性是不会造成贵金属的损失，缺点是铜和铅分别损失在各自对方的精矿中，这是由于使用重铬酸盐时不能很好地抑制已被铜离子活化的方铅矿，有时还抑制斑铜矿，从而提高了铜在铅精矿中的损失。过氧化氢应用在列宁诺夫尔斯基(enmm—pcK．．n)选矿厂。该法是以浮选硫化铜和抑制方铅矿为基础的。其介质pH为6～8，此法可使铅和铜的回收率提高l0～15，对这种药剂的作用研究得很少。为了稳定分选过程，必须控制矿浆的pH值和氧化还原电位。Cu-Z~精矿的分离：近来用充气和热力{阿节矿浆过程获得广泛推广。在索索秋尔(Cocou)~)(日本)选矿厂的铜锌分离过程中，采用无氰技术。其中包括脱过水的cu—zn精矿在空气中的氧化(至少3天)，再用该泥浆制备热矿浆。并从中浮选锌矿物，采用该技术可提高锌的回收率、降低药耗．并可避免有毒废水的污染。对于含铁量很高的矿石，采用充气和强搅拌矿浆，其目的是为了氧化黄铁矿和磁黄铁矿。在菲拉恩基·比哈莎尔姆(中n·tH}OX&eAJiM)选矿厂为了分选铜一锌一黄铁矿矿l0石，采用黄铁矿精矿脱锌的直接优先浮选。该工艺首先使矿浆在搅拌桶内高碱性介质中搅拌1小时，以抑制黄铁矿，随后进行锌浮选。在一文献中提出如下氧化热处理过程的流程：从矿物表面向液相中解吸黄药，并使双黄药转变为单硫化碳酸盐离子。在铜矿物表面形成亲水的铜的过氧化物，促使其深度被抑制，在完全没有硫代硫酸盐离子的情况下，由于硫酸根离子和重金属阳离子深度的增大，改变了矿浆液相的离子组成。Cu-Mo精矿的分离：硫化铜和辉钼矿优先分离的典型流程包括混合精矿的氧化{阿浆，然后抑制铜矿物，用氯、臭氧或过氧化氢作为氧化剂，混合精矿在85~95'C进行氧化加热d0分钟到d小时(也可能在温度15℃和压力4．3kg／cm2的高压釜内)造成捕收剂表面膜的破坏和可被抑制的硫化铜和铁的氧化。含产物的分离：由于在成矿组分中与砷黄铁矿共生的硫化物的浮选性质相似，以及对送往冶炼加工的精矿中砷含量的严格要求．导致砷黄铁矿从其它硫化矿中分离成为难题。尤其当黄铁矿、砷黄铁矿与黄铜矿共生时，由于铜矿物向矿浆中解离的铜离子对所有矿物的活化，使该问题更复杂。在锡硫化矿选矿中，解决该问题尤为困难。硫原子在黄铜矿和黄铁矿晶格中的位置不妨碍它们强烈的氧化，个别原子的断裂不会导致矿物品格的破坏，而新露出来的表面能与浮选药剂相互作用，因此不会出现可浮性的完全抑制。对于砷黄铁矿(结构比较复杂的矿物)深度氧化过程导致结构改变：硫和砷环的断裂以及砷铁环的优先氧化，同时形成砷酸铁薄膜，该化合物不与疏基药剂相互作用。砷黄铁矿从表面的氧化可首先形成元素砷，然后是其氧化物，还可通过砷黄铁矿在酸性溶液中进行的氧化反应的吉布斯(rI{66c)维普资讯http://www.cqvip.com标准自由能的变化得以证明。在有软锰矿存在的情况下，用硫酸处理的砷黄铁矿的相分析表明，存在有近5元素砷以及3～d砷的氧化物，在矿浆的水相中，砷黄铁矿用硫酸处理之后发现少量的砷(0．5～1．5)转移到溶液中，而在碱性介质中，特别是当pH=l2时，砷在水溶液中的含量增加了3～4倍。这些数据促使作出如下结论：在碱性介质中，砷黄铁矿被氧化，并在表面主要是形成转移至溶液中的砷酸和亚砷酸离子，而在酸性介质中即形成氧化物也形成元素砷。在酸性介质中，用氧化剂处理黄铜矿、闪锌矿和磁黄铁矿，由于在它们的表面形成了元素硫而使其变为疏水，从而有可能在未加捕收剂的情况下与砷黄铁矿分离。在选别含金的砷矿石时，获得广泛应用的分离含砷硫化物的方法，包括在碱性介质中用软锰矿、漂白粉、过氧化物的硫酸盐或高锰酸钾为氧化剂，并在长时间对矿浆充气的条件下抑制砷黄铁矿。有时用鼓空气或氧气来促使矿物表面氧化的不同。试验表明，氧可以用来分离含砷黄铁矿精矿，其条件是在鼓氧气之前该精矿预先用硫化钠处理并随后能完全将NaS脱除掉。为分离砷黄铁矿和黄铁矿可利用它们的氧化速度的不同。例如在塔拉索恩斯基(mpync曲)选矿厂，为了分离砷黄铁矿，混合精矿经过连续2小时的充气，同时添加软锰矿skg／t精矿(以悬浮液的形式)和1．7kg／t精矿的活性炭，这样处理之后砷黄铁矿被抑制。在有关著作中指出，在浮选实践中为了进行优先浮选，采用高锰酸钾为氧化剂，(Ee=1．49v)，使砷黄铁矿表面深度氧化。在碱性介质中MnO7进行分解并形成不溶的二氧化锰，也曾尝试用不产生不溶物的过氧焦硫酸盐(：1．8lV)为氧化剂。用过氧焦硫酸钾氧化砷黄铁矿表面的同时，在砷黄铁矿表面形成臭葱石(FeAsO一．2Ho)薄膜。该薄膜使砷黄铁矿具有氧化矿物的性质。砷黄铁矿矿浆处理即可在中性介质也可在弱碱性介质中用强氧化剂——高锰酸钾和过氧焦硫酸钾使捕收剂的吸附作用急剧降低和可浮性降低。同时在有过氧焦磷酸钾存在的条件下，可使吸附作用完全停止，而可浮选性完全被抑翩。研究了在含金银硫化物连生体表面形成氧化薄膜和在碱性介质中经氧化剂调节后该薄膜与丁基钾黄药相互作用的动力学规律的结果，根据该结果确定如下几点：黄铜矿表面被So离子氧化的热量和时间比被MnO7离子氧化的热量和时间小两倍，此时，形成的金属氢氧化物和铜的硫化物薄膜更紧密和牢固地与晶格相结合，导致用丁基钾黄药浮选时，表面被活化。黄铁矿同高锰酸钾的相互作用热，在数值上比同进氧焦磷酸盐的相互作用热大，在高锰酸盐溶液中形成的氧化薄膜上发现二氧化锰，使薄膜具有疏松的结构，而且与过氧焦磷酸盐不同，导致浮选时的部分抑制。砷黄铁矿被o{一和MnO7的氧化作用进行较慢，在长时间内均匀稳定的进行，此时在高锰酸钾溶液中的氧化薄膜具有疏松结构，并含有非晶质的二氧化锰，结果只是部分被抑制。而在过氧焦磷酸盐溶液中形成致密氧化膜，不能与黄药相作用，结果使可浮性完全被抑制。根据电化学热力学测定的结果进行的计算表明，在黄铜矿和黄铁矿的矿浆内，在有高锰酸盐的存在下则相反，绝太多致的捕收荆固着在矿物表面。在超声波的作用下，在水介质中发生氧化过程的活化。由于空穴作用以及与之相联系的离子化作用，在水中形成自由羟基离子和氧离子以及过氧化氢离子，这些离子均使介质呈酸性。在有关文献中列出了黄铁矿和砷黄铁矿1I维普资讯http://www.cqvip.com用超声波处理吸附活性的研究结果。用乙基黄药和松油浮选砷黄铁矿。无论在用超声波经过20分钟的处理还是在用热处理的试验中都没有降低其浮选性能，较长时间“有声”搅拌，在下一步浮选时，砷黄铁矿被强烈地抑制，对黄铁矿和砷黄铁矿的混合物的超声波’作用后再进行浮选分离的试验，没有获得良好的结果2．2还原剂体系大多数分离混合精矿的方法所必须的条件是从混合精矿矿物表面解吸捕收剂及将捕收剂从矿浆中排出。由A．C．H。HeBHR和几B．Ⅱe6p—n帕研究的解吸工艺包括用高浓度Na：,S溶液处理混合精矿，解吸下来的捕收剂用倾折和浓缩清洗。此时，捕收荆从所有的硫化物表面被解吸，然后可用已知方法中的某一方法进行分离。捕收剂虽能充分从表面被．排除，但是该方法的缺点是清洗流程设备构成十分复杂，且精矿细泥随浓缩机溢流损失相当大。广泛采用的以Na：,S和活性炭共同作用为基础的解吸方法无需排除矿浆中的液相，然而在应用这个方法时在炭吸附黄药的同时，还使硫离子催化氧化，从而减弱硫离子的解吸作用。Cu—Zn精矿的分离：在国外所有的选矿厂加工矿石主耍是接两种经典流程来进行——直接优先流程和混合一优先流程。几乎所有的加拿大和斯堪的纳维亚的国家选矿厂都应用直接优先浮选的流程，使用的药剂品种不多。在使用黄药、氰化物、石灰、松油和黑药的同时，广泛应用二价硫的气体(经液化的)作介质调整剂和锌矿物及黄铁矿的抑制剂，还用Fyap0B树脂作为黄铁矿、方铅矿、石英的抑制剂日本多数选矿厂为处理难选矿石采用混合一优先浮选流程。这些工厂如希达彻(X．Taan)、卡米卡达(KaMtl~a'ra)和奥萨里扎l2瓦(Ocapi~sana)，以应用各种不同药剂为特征。这些捕收剂有～戊基、仲丁基、乙基、己基黄药，十六烯硫酸钠，208，211号黑药以及其它药剂，同样混用捕收剂如乙基和已基黄药、仲丁基黄药和黑药常用作为抑制剂的有亚硫酸盐类的药剂：酸式亚硫酸铜、二氧化硫的溶液，二氧化硫气体在Cu-Zn矿石浮选时，成功分离铜和锌的硫化物，取决于所用的浮选药剂和流程的有效性。60年代末，在乌拉尔一些选矿厂铜与锌分离是采用氰化物和硫酸锌相配合来实现的。研究用硫化钠和亚硫酸盐(Na~O,、NaHSOa、Na：Szo3)代替有毒的氰化物抑制闪锌矿的浮选表明，应用这些药荆效果很好。如添加容易水解(形成H03和HSO；)和易被空气中的氧氧化的硫化钠随矿浆pH值不同可促使被氧化的表面还原(酸性介质)，也可通过与晶格阳离子形成络合物SOt一阻止黄药的吸附。还有，众所周知，在黄铁矿矿浆中存在过量的硫代硫酸钠(Na~Oa)能抑制黄铁矿和闪锌矿。采用硫化钠能促使重金属氧化矿被硫化，而同时向矿浆添加№和硫酸锌时导致形成胶体硫化锌，它与溶液中的铜阳离子相作用，并强烈降低其浓度，从而防止闪锌矿被活化。研究和实施铜锌矿物的无氰分离技术是我国选矿厂工作的重大成就为提高锌精矿质量，曾建议预先用硫化钠处理和清洁后，混用硫酸锌和苏打抑制闪锌矿，然后进行铜和黄铁黑的浮选。在碱性介质中用黄药浮选硫化铜时混合使用硫酸锌、亚硫酸钠和连二硫酸钠是有效的。混用存在于矿浆中的硫代硫酸离子和可溶性的铁盐是闪锌矿、方铅矿和黄铁矿的著名的抑制剂组合。Cu—Mo精矿分离：为了抑制铜矿物，利用一些还原药剂，如硫化钠和连二亚硫酸钠以维普资讯http://www.cqvip.com及硫化铵，硫化钠的用量与混合精矿的组成和钼浮选时间有关，其用量可达20—30kg／t混合精矿。此时，为了避免捕收剂的再度吸附，极重要的是控制硫化钠所谓的临界浓度。这可通过沿浮选作业线多点加药来达到。加拿大的一些选矿厂普遍采用连二亚硫酸钠和连二亚硫酸铵与相应的硫化物混合使用，总用量为10～12kg／t混合精矿属于还原性抑制剂的药剂还有“Hoykc和AH删A”一相应为P2Os同NaOH和缸。os同Na2S相互作用的产物。这些药剂在美国、智利和加拿大使用。其用量为5—7kg／t混合精矿。2．3联合药剂制度前面列举的药剂制度分类是人为的．硫化物优先浮选氧化一还原调节的工业过程，通常是将氧化剂和还原剂混用，属于这些过程的有混合或依次应用亚硫酸和重铬酸盐、氯化铁和硫代硫酸盐，使用氧的氧化作用和用硫化钠处理等cu—Pb精矿的分离：在“次硫酸盐”法中，利用亚硫酸、SO气体、硫酸盐或酸式碱金属的亚硫酸盐。作为辅助药剂应用的有淀粉、重铬酸盐、过硫酸铵、氯化石灰、某些重金属盐。在列宁诺夫尔斯基(HeHv,nor'0pclcH~)选矿厂，为抑制方铅矿首先用硫酸铁与硫化钠混用。在米哈诺贝尔(Mox~1oOp)进行的试验表明，应用这些无毒的药剂以及它们的代用品，如氯化铁和硫代硫酸钠．其效果是好的。进行了硫代硫酸盐与以下调整剂之一进行组合的研究：即硫酸、硫酸铵、硫酸铁或氯化铁。研究未表明所有被利用的药剂有任何不同。由此可见，在化学方面类似方法的组合，在含有中等含量次生硫化铜多金属矿试样的优先浮选时，实际上均能得到大致相同的指标。在亚硫酸盐法中用NazSOa、FeSO．和H2Soa来抑制方铅矿，该法对于处理铜以黄铜矿和黝铜矿(砷黝铜矿、鞘铜矿)形式存在的混合精矿是有效的。次生硫化物含量高达15～20时，使分选指标变坏。按米哈诺贝尔(MexaHo0p)的资料，在选别含中等含量的次生硫化铜(～20)矿时，应用硫代硫酸钠与酸性的铁盐能获得好指标。通过预先用活性炭解吸黄原酸盐，然后在由NazS：Oa水解作用造成的弱酸性介质内进行分选，按这个技术 方案 气瓶 现场处置方案 .pdf气瓶 现场处置方案 .doc见习基地管理方案.doc关于群访事件的化解方案建筑工地扬尘治理专项方案下载 获得的结果可与氰化法分离的结果相比较分析按氧还原条件调节的方法优先分离重有色金属矿的资料指出：它们常常不能保证在现有条件下获得理想的技术指标。降低矿石浮选效果的原因是在加工过程中混入了被分离矿物表面物理一化学性质相似的难选矿石因而有待解决的任务是研究有科学依据和无害于环境的提高物理一化学和浮选性质差异的方法来保证提高浮选工艺指标和降低药剂消耗，提高精矿质量和减少金属在尾矿中的损失。硫化物浮选的电化学特性对在优化电化学过程基础上选择谓浆和准备药剂制度等问题上给予特殊的意义和活力。(未完待续)邓玉珍译自《3JIJⅡxHMH且CyJJrb中MⅡOBTEOPH~IHHPAKTHKAOJ]OTALtHH~Tz~a,Ba．¨．P．15l一162翁达校l欢迎订阅《国外选矿快报》l维普资讯http://www.cqvip.com