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天宝山矿东风选厂所处理的矿石为矽卡岩型低品位多金属硫化矿,主要有用矿物为闪锌矿、黄铜矿、方铅矿。该厂采用铜铅部分混合浮选,用硫酸锌加氰化物抑制锌,铜铅部分混合浮选精矿采用氰化法分离,混合浮选尾矿再选锌的工艺流程。近年来,随着入选矿石性质的变化,铜精矿含锌在12%左右,不仅降低了铜精矿质量,直接影响铜精矿售价,而且造成大量锌金属损失于铜精矿中。为降低铜精矿含锌,进行了选矿试验。研 相似文献
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某铜铅锌多金属矿含铜0.10%、铅1.51%、锌2.91%。矿石中矿物种类较多,方铅矿与磁黄铁矿及非金属矿物钙铁辉石、钙铁榴石等关系密切,闪锌矿与黄铜矿、黄铁矿及磁黄铁矿的关系密切,因而较难获得合格的铅锌精矿产品。针对该矿石的特征,采用铜铅组合优先浮选—铜铅分离—铜铅浮选尾矿选锌—铅锌精矿磁选工艺流程,铜铅混合粗选使用水玻璃、石灰、硫酸锌和碳酸钠组合抑制剂,锌精选添加石灰和Ma强化磁黄铁矿抑制剂,分别获得较好的铜、铅、锌产品。实验室小型闭路试验结果为铜精矿含铜20.84%、铜回收率44.54%,铅精矿含铅60.18%、铅回收率88.54%,锌精矿含锌45.70%、锌回收率85.89%。 相似文献
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云南某铜铅锌多金属硫化矿铜品位0.45%、铅品位3.18%、锌品位4.21%,含银30.10 g/t,有用矿物以黄铜矿、闪锌矿、方铅矿等为主。黄铜矿与闪锌矿相互交代连生或混染包裹,铜、锌矿物粒度粗细不均。85.11%的铜以原生硫化铜的形式存在,铅、锌也均主要赋存于硫化矿中。浮选试验结果表明,在磨矿细度-0.074 mm 80%的条件下,以CaO+Na2S+Na2SO3+ZnSO4作调整剂、异丙基黄药作捕收剂、730A作起泡剂,1粗3精2扫铜铅混合闭路浮选可获得产率650%,铜品位5,20%、铅品位43.64%,铜回收率75.11% 、铅回收率93.00%的铜铅混合精矿;铜铅混合尾矿以CuSO4作活化剂、丁基黄药作捕收剂经1粗2精2扫闭路流程选锌可获得产率7.60%、品位46.94%、回收率85.76%的锌精矿;铜铅混合精矿经1粗1精分离浮选可获得品位42.23%、回收率8638%的铅精矿和品位27.65%、回收率61.88%的铜精矿;铜、铅、锌精矿指标均达到相应的产品质量标准,并综合回收了银。试验结果可为该矿石的开发利用提供技术参考。 相似文献
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针对铜、铅氧化率较高,并含有次生硫化铜的低品位矽卡岩型多金属共伴生矿石,试验在铜铅混合浮选—混合浮选尾矿选锌流程基础上,采用新研制的铅矿物有机抑制剂EMY-306,对铜铅混合精矿实现了无需脱水、脱药条件下的铜、铅有效分离,简化了传统铜铅分离工艺,为铜铅分离提供了新技术。 相似文献
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某铜铅锌多金属矿含铜0.54%、铅1.75%、锌10.44%。矿石中矿物种类繁多,嵌布粒度细,互相交代关系复杂,在浮选分离过程中互含严重,且矿石中存在大量的长石、白云石等易浮脉石,磨矿过程中极易泥化,恶化浮选环境,因此,难以获得合格的产品。针对该矿石的特征,在铜铅优先混合浮选—铜铅分离—铜铅浮选尾矿选锌的原则工艺流程基础上,采用选择性药剂BKW和BKN组合,作为铜铅优先浮选的捕收剂,铜铅混合精选时采用组合抑制剂BKFN和BKFA强化对含锌矿物及脉石矿物的抑制,铜铅分离采用新型抑制剂BK503抑铜浮铅,分别获得较好的铜、铅、锌产品。实验室小型闭路试验结果为铜精矿含铜18.12%、铜回收率60.66%,铅精矿含铅48.27%、铅回收率68.95%,锌精矿含锌48.76%、锌回收率91.10%。 相似文献
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以西藏铜铅锌混合矿为研究对象,采用化学多元素分析、物相分析及光学显微镜分析等手段对该矿石的化学组成、物相组成、矿物嵌布粒度特征等进行了详细研究。结果表明,该矿石矿物成分复杂,主要有价回收元素为铜、铅、锌,品位分别为0.67%、1.27%、0.99%;铜主要以硫化铜的形式存在,氧化铜分布率占30.30%;铅和锌主要以碳酸盐的形式存在;脉石矿物主要有方解石、石英、透闪石、石榴石等。矿物之间包裹嵌布复杂,紧密共生,矿石中铜铅、铜锌可浮性相近,是导致目的矿物浮选指标差的重要原因。基于工艺矿物学研究,建议采用"铜铅锌混合浮选—浮选尾矿强磁选—混合精矿浮选分离"的工艺流程来提高有用金属的品位和回收率。 相似文献
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某低品位铜铅锌多金属硫化矿的原矿品位分别为Cu 0.47%、Pb 1.236%和Zn 0.891%。矿石中铜铅锌有用矿物的嵌布粒度较细且共生关系较复杂。试验着重探讨了磨矿细度、浮选捕收剂和调整剂的优化,在解决矿物有效解离的前提下,提高铜铅锌浮选分离的选择性。当原矿磨矿细度为-0.074mm占80%时,采用乙硫氮作捕收剂,石灰、硫酸锌和亚硫酸钠作调整剂,粗选获得的铜铅混合粗精矿再磨至-0.043mm占81.31%后,经两次精选获得铜铅混合精矿。铜铅混合精矿采用活性炭脱药,亚硫酸钠和CMC组合抑铅,Z200浮选铜,实现了铜铅分离。铜铅混合浮选尾矿,采用硫酸铜活化,丁基黄药作捕收剂,浮选获得锌精矿。最终浮选指标为:铜精矿的铜品位27.26%,铜回收率80.62%;铅精矿的铅品位59.35%,铅回收率85.20%;锌精矿的锌品位41.14%,锌回收率为82.74%。为该低品位铜铅锌多金属硫化矿资源的开发利用提供了可行的技术方案。 相似文献
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某铜铅锌硫化矿电位调控优先浮选研究 总被引:1,自引:1,他引:0
新疆某铜铅锌多金属矿石中,主要有黄铜矿、砷黝铜矿、方铅矿及闪锌矿.矿物嵌布特征异常复杂.原有选矿流程不能适应矿石性质的变化,直接影响到选矿的经济效益.为此,以LP-01为铜矿物的捕收剂、SN-9 #+苯胺黑药混合捕收剂作为铅矿物的捕收剂、硫酸铜和丁黄药作为锌矿物的活化剂和捕收剂及石灰作为矿浆电位调整剂,并且配合使用铅矿物的组合抑制剂ZnSO4+YN,进行电位调控,进行铜、铅、锌依次优先浮选的新工艺试验研究.实验获得结果:含铜24.27%、铜回收率88.56%的铜精矿;含铅50.73%、铅回收率70.10%的铅精矿;含锌52.10%、锌回收率81.99%的锌精矿. 相似文献
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《现代矿业》2017,(4)
某铜铅锌多金属硫化矿因矿石性质变化,原选矿工艺流程中铜、铅分离效果较差。矿石中铜、铅、锌品位分别为0.21%、2.43%、2.56%,主要载体矿物分别为闪锌矿、方铅矿、黄铜矿,且铜、铅矿物嵌布粒度较细,分离困难。对铜、铅分离进行浮选试验研究,结果表明:(1)铜铅混浮粗精矿需再磨才能使黄铜矿、方铅矿充分单体解离;(2)采用重铬酸钾+LY组合抑制剂抑铅浮铜,有效解决了铜、铅浮选分离困难的问题;(3)原矿经磨矿(-0.074 mm占70%)—1粗1精(空白精选)1扫铜铅混合浮选—混浮粗精矿再磨(-0.038 mm占78%)—1粗2精1扫铜、铅分离浮选—混浮尾矿1粗1精1扫选锌全流程闭路试验选别,可得到铜精矿品位17.15%、回收率89.12%,铅精矿品位49.84%、回收率90.32%,锌精矿品位56.83%、回收率76.52%的良好指标。该工艺流程可为选厂新工艺流程的选择提供参考。 相似文献
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广西铜铅锌矿为典型复杂难选多金属硫化矿,黄铜矿与闪锌矿互相包裹、交代共生,在浮选分离时难以获得合格的铜精矿产品。经试验研究,采用“抑锌—浮选铜铅—铜铅分离—铜铅混合浮选尾矿选锌”工艺,以氧化钙、硫酸锌配合实验室新制的锌抑制剂CZ-002抑制闪锌矿和硫化铁矿物,实验室新合成捕收剂CY-2A浮选铜铅。最终闭路试验获得铜精矿铜品位22.48%、回收率70.11%;铅精矿铅品位57.39%、回收率84.84%;锌精矿锌品位51.93%、回收率88.42%。试验指标较好,实现了铜铅锌多金属的有效分离。 相似文献
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赞比亚谦比希西矿体铜矿矿物种类多,Cu、Fe、S和Al2O3含量分别为1.69%、3.94%、1.61%和14.70%,属高铝复杂难选铜矿。为给该矿石浮选工艺确定提供依据,对西矿体矿石进行了浮选工艺研究。试验确定采用先选硫化铜矿再选氧化铜矿的优先浮选工艺流程。以水玻璃为矿浆分散剂、氧化钙为抑制剂、丁基黄药为捕收剂、2#油为起泡剂,进行硫化铜浮选,硫化铜浮选尾矿以硫化钠为活化剂、丁胺黑药+丁基黄药为混合捕收剂,进行氧化铜浮选,硫化铜与氧化铜浮选粗精矿混合后经3次精选,闭路试验可获得铜品位22.75%、铜回收率71.89%的浮选铜精矿,以及铜品位0.49%的浮选尾矿。 相似文献
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本文介绍了某铜铅锌多金属硫化矿的浮选试验。矿石中有用矿物为闪锌矿、方铅矿、黄铜矿等,其他矿物有黄铁矿、磁黄铁矿、白铁矿以及少量菱锌矿、铜蓝、铅钒等矿物,并伴生大量的银。本试验采用了铜铅混合优先浮选-混合精矿再磨-铜铅分离-铜铅尾矿再选锌的优先浮选流程,并且综合回收了银。试验中探索了药剂的组合使用,在保证选矿指标的前提下,又节省了成本。。原矿经过一粗-两次混合精选-铜铅分离流程得到铜精矿品位25.65%,铜回收率73.25%,银回收率2.47%;铅精矿品位46.59%,铅回收率87.78%,银回收率82.23%。铜铅尾矿经过一粗二精一扫的流程,得到了锌精矿品位38.19%,锌回收率86.64%,银回收率7.44%,银的综合回收率达到92.14%。 相似文献
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根据某铜铅锌矿矿石中铜、铅、锌等硫化矿物嵌布关系复杂、嵌布粒度极不均匀的特点,采用"铜铅混合浮选—混合精矿再磨—铜铅分离—混合浮选尾矿选锌"的工艺流程及合理的药剂制度,闭路试验获得良好的铜、铅、锌选矿技术指标,同时,矿石中的伴生银也得到了较好回收,铜、铅、锌及银的回收率分别达到65.98%、88.83%、85.31%、84.98%。 相似文献