CN1053020A - 提高磨矿效率的方法 - Google Patents
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Abstract
一种提高磨矿效率,特别是提高铅锌矿磨矿效率
的方法,是在磨矿作业时向待磨矿物添加
500-1000g/T的硅酸钠,或30-200g/T的10-12
碳烷基胺,或150-450g/T醚胺,并控制矿浆浓度为
65-75%,pH值为5-11。本发明的方法可提高处理
量7-12%,节省能耗6.7-10.8%,所用添加剂为选矿
常用药剂,对后续作业无不良影响,添加量小,附加成
本少,而效益显著。
Description
本发明涉及一种在磨矿作业中,特别是铅锌矿的磨矿作业中,利用助磨剂提高磨矿效率的方法。
磨矿是选矿过程中能耗最大的作业,其能耗在选矿厂中占全厂能耗的50%以上,如何提高磨矿效率、减少磨矿作业的能耗是人们十分关注的问题。此外,据不完全统计,目前我国在冶金、化工、建材、煤炭、陶瓷等工业部门,每年需磨碎的矿石、岩石量达25亿吨。其能耗约占整个工业能耗的3~4%。因而提高碎磨效率同样是十分重要的。在现有技术中,有一种新兴的助磨工艺是在磨矿中添加化学药剂,通过改变磨矿环境或物料表面的物理化学等方面的特性,以提高物料的碎裂速率,达到减少能耗的目的。由于物料的类型和形态千差万别,目前还不能找到适用于各种物料的“万能”助磨剂及其工艺条件,例如“化学添加剂对铁矿石湿式磨矿的影响”(《国外金属矿选矿》,1981年4期第20~28页,H.Ei-SHall)一文,介绍了以硅酸钠、油酸为助磨剂,用于石英和赤铁矿磨矿的效果,在给矿粒度10×14网目(为1.18~1.70mm),油酸添加量3×105~3×107克分子/升,pH值3.0~11.0,磨矿时间7.5分钟的条件下,其-400目(0.038mm)的产量,比在纯水磨矿时可提高1~9%。硅酸钠对石英的助磨效果好,但会降低赤铁矿的磨矿效果。另外“论化学助磨剂的使用及其对矿石在湿磨过程中选择性磨碎分配”(《国外金属矿选矿》,1977年11期第23~32页,R.Klimpel)一文,介绍了将XF-4272助磨剂(一种高分子絮凝剂的混合物,含有丙烯酸、甲基丙烯酸等聚合物)用于铜矿磨矿作业的情况,认为在添加量0.4磅/吨(182g/T)时,处理量可提高11.2%。但絮凝剂将对磨矿后的选别作业产生不良影响。
本发明的目的是,提供一种利用助磨剂提高非均质实际矿物磨矿效率,特别是铅锌矿磨矿效率的方法。
上述目的是通过以下措施实现的:
1.在磨矿时加入水玻璃(硅酸钠,NaSiO3)、胺(RNH2,其中R为10~12碳烷基)、醚胺(ROR′NH2,其中ROR′为醚基,R为8~16碳烷基,R′为3~5碳次烷基)中的一种为助磨剂,添加量分别为水玻璃500~1000g/T,胺30~200g/T,醚胺150~450g/T;
2.矿浆浓度为65~75%;
3.矿浆pH值为5~11。
上述助磨剂均配成0.1~1%(重量)的水溶液使用,其中胺需加入盐酸或乙醇为辅助溶剂,胺与盐酸或乙醇的重量比为1∶0.1~0.3。
矿浆pH值用盐酸或氧化钙调整。
优选条件是:
1.添加量:水玻璃500~600g/T;胺100~175g/T;醚胺250~300g/T;
2.矿浆浓度为70~75%;
在后续的浮选作业中,水玻璃作为一种分散剂,可使浮选矿粒充分弥散;而胺和醚胺可用作氧化矿的捕收剂;因之考虑到后续的浮选作业,对氧化型矿物最好使用胺或醚胺为助磨剂。
使用上述助磨剂,明显地提高了磨矿效率,这是因为加入助磨剂使磨矿作业产生一个新的物理化学环境,在其它工艺条件的配合下可促进磨矿过程的进行。例如加入醚胺助磨时,至少存在两种效应:
1.由于醚胺在矿物表面的吸咐,降低了矿物的表面能,直接影响了矿物的表面强度,有利于其碎裂,即碎裂效率提高或外加能耗降低;
2.醚胺分子(ROR′NH2)中氮原子上的独对电子与Pb、Zn、Cu等重金属离子生成络合物;其ROR′基向外使矿物疏水,使矿粒间弥散,粒群的流变性增加,改变了粒群在磨机中的运输过程,因而可以在保持流变状态不变的前提下,提高矿浆浓度,从而提高磨矿物料的产量。
本发明的方法易于操作,不需改变工艺设备及流程,所使用的助磨剂为后续浮选作业中常用的药剂,因而对后续作业无不良影响。药剂来源广泛、价格低廉,添加量小,附加成本少,而效益显著。本发明的方法可使磨机处理量提高7~12%,节省能耗6.7~10.8%。
有关实施方案如下:
矿石取自广东某大型铅锌矿。
矿石特征:致密块状占94%(重量),其余为浸染块状和松散粉状。
主要有用矿物:方铅矿(PbS)、闪锌矿(ZnS)、黄铁矿(FexSy)
主要脉石矿物:方解石、石英、白云石等
化学成份:Pb 5%,Zn 10.35%,Fe 19.35%,S 24.83%,SiO212.95%。
矿浆自然pH值7.5。
主要有用矿物呈溶蚀交代、犬锯状、犬牙交错状,三者关系密切,由于矿物嵌布粒度细,机械粉碎时单体解离度很差,浮选前须细磨至-0.075占85%以上。在磨矿时,向球磨机中加入粉碎至1~3mm的待磨矿物和助磨剂,助磨剂分别为水玻璃、癸胺、十二胺、C10烷基正丙基醚胺,用胺或醚胺助磨剂,用氧化钙调整pH值至10~10.5;用硅酸钠助磨时,用盐酸调整pH值为6.5~7.0。有关条件及指
标见下表:
添加量g/T | 矿浆浓度(%) | 磨矿时间(分钟) | -0.075mm增量(%) | 磨矿速率系数(%) | |
空白 | 0 | 70 | 6 | 100 | |
水玻璃 | 500 | 70 | 6 | 1.63 | 156.33 |
1000 | 70 | 6 | 0.51 | 112.10 | |
癸胺 | 30 | 70 | 6 | 1.25 | 115.5 |
30 | 75 | 6 | 1.34 | 123.82 | |
100 | 75 | 6 | 148.23 | ||
175 | 70 | 6 | 5.94 | 125.8 | |
200 | 70 | 6 | 2.79 | 117.17 | |
十二胺 | 100 | 70 | 6 | 2.84 | 146.51 |
150 | 70 | 6 | 5.15 | -- | |
醚胺 | 150 | 70 | 6 | 2.65 | 118.77 |
250 | 70 | 6 | 3.36 | 145.66 | |
300 | 70 | 6 | 3.68 | 134.04 | |
450 | 70 | 6 | 3.49 | 125.77 |
注:1.空白组仅加水湿磨,作为对照基准;
2.-0.075mm增量(重量)%= (R1-R0)/(R0) ×100%
其中:R1-添加助磨剂后磨矿产物的-0.075mm粒级的(重量)产率(%);
R0-未添加助磨剂时磨矿产物的-0.075mm粒级的(重量)产率(%);
3.磨矿速率系数:添加助磨剂后磨矿产物的表面积与未添加助磨剂时磨矿产物的表面积之比。
在仅加水湿磨时,矿浆最佳浓度一般不超过70%,否则将影响其流动性,由上表结果可知:在同样浓度下,添加助磨剂后可使磨矿产物小于0.075mm的产率和产物的表面积增加:添加水玻璃500~1000g/T,可使磨矿产物的-0.075mm增加0.51~1.63%,磨矿速率系数为112.10~156.33%。添加胺30~200g/T,可使磨矿产物的-0.075mm增加1.34~5.94%,磨矿速率系数为115.50~146.51%。添加醚胺150~450g/T,可使磨矿产物的-0.075mm增加2.65~3.68%,磨矿速率系数为118.77~145.66%。而当矿浆浓度提高到75%时,其磨矿速率系数则可达到123.82~148.23%。
Claims (3)
1、一种提高矿物磨矿效率,特别是提高铅锌矿磨矿效率的方法,是在磨矿作业时在磨机内加入助磨剂,本发明的特征在于:
1)在待磨矿物中加入硅酸钠500~1000g/T,或10~12碳脘基胺30~200g/T,或醚胺(ROR′NH2,其中ROR′为醚基,R为8~16碳脘基,为3~5次脘基)150~450g/T为助磨剂,助磨剂使用时配成0.1~1%(重量)的水溶液;
2)矿浆浓度为65~75%;
3)矿浆pH值调整在5~11范围。
2、根据权利要求1所述的方法,其特征是,优选条件为:
1)硅酸钠500~600g/T,或10~12碳脘基胺100~175g/T,或醚胺(ROR′NH2,其中ROR′为醚基,R为8~16碳脘基,为3~5次脘基)250~300g/T;
2)矿浆浓度为70~75%。
3、根据权利要求1或2所述的方法,其特征是,对氧化型矿物选用10~12碳脘基胺、醚胺(ROR′NH2,其中ROR′为醚基,R为8~16碳脘基,为3~5次脘基)为助磨剂。
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN 89105830 CN1053020A (zh) | 1989-12-25 | 1989-12-25 | 提高磨矿效率的方法 |
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CN1053020A true CN1053020A (zh) | 1991-07-17 |
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CN (1) | CN1053020A (zh) |
Cited By (1)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN116144324A (zh) * | 2023-02-23 | 2023-05-23 | 湖南格林朗科技有限公司 | 一种选矿专用增效液及其制备方法和应用 |
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1989
- 1989-12-25 CN CN 89105830 patent/CN1053020A/zh active Pending
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