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程建国 《有色金属(选矿部分)》2013,(6):17-22
针对广西复杂铅锑银锌多金属硫化矿,在工艺矿物学研究的基础上,进行了“铅锑银优先混浮-锌硫混浮及分离”和“铅锑银硫混浮及分离-锌浮选”工艺流程的对比研究。结果表明,在弱抑制条件下,采用硫酸锌 亚硫酸钠作抑制剂,乙硫氮作捕收剂,“铅锑银硫混浮及分离-锌浮选”工艺流程可实现铅锑银硫与锌的有效分离;铅锑银硫混合精矿经再磨处理,采用少量石灰作抑制剂,可实现铅锑银与硫的有效分离;闭路试验获得了含铅67.80%、含银2606.17 g/t、含锑5.01%的铅精矿,铅、银、锑回收率分别为91.08%、77.46%和62.42%;含锌51.40%、含银295.48 g/t的锌精矿,锌、银回收率分别为87.29%和6.55%;含硫49.95%的硫精矿,硫回收率41.29%。 相似文献
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广西河池某复杂难选高硫铅锑矿的铅含量为1.12%,锑含量为2.70%,锌含量为3.91%,铅锑主要存在于辉锑矿和脆硫铅锑矿,锌主要以闪锌矿形式存在。针对该矿分选在高碱度条件下锑矿流失严重、在低碱度条件下精矿品位不高,以及各种矿物之间相互包裹嵌布和锌硫含量较高等问题,在低碱条件下使用黄铁矿的新型抑制剂WH90和硫酸锌作为抑制剂,以Pb(NO3)2作为辉锑矿的活化剂,乙硫氮作为铅锑的捕收剂,实现铅锑与锌硫的高效分离;在锌硫分离过程中使用高效低廉的锌捕收剂CZ-08。在抑制剂用量为石灰400 g/t、WH90 80g/t、硫酸锌700 g/t,活化剂用量为硝酸铅400 g/t,捕收剂用量为乙硫氮90 g/t的条件下,开展一次铅锑粗选、二次扫选、三次精选,锌一次粗选、两次精选、一次扫选的实验室闭路试验,获得的铅锑精矿含Pb 16.35%、Sb 41.76%,铅锑回收率分别为88.66%和94.24%;锌精矿含Zn 61.44%,回收率84.87%。 相似文献
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应用2,3-二羟基丙基二硫代碳酸钠取代重铬酸钠, 对西藏隆子县柯月铜铅锌矿进行了浮选分离试验研究, 闭路试验获得了含铜20.57%、含锑12.76%、含银5695.0 g/t、铜回收率78.08%、锑回收率20.67%、银回收率48.53%的铜锑混合精矿, 含铅53.02%、含锑9.90%、含银1177.0 g/t、铅回收率92.54%、锑回收率62.04%、银回收率38.80%的铅锑混合精矿和锌品位49.35%、锌回收率82.63%的锌精矿, 获得了良好的经济效益和社会效益。 相似文献
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针对大厂105号特富矿体,铅锌硫化矿含量高,铅锌硫难分离,生产中长期使用氰化钠分离锌硫的现状,在优先浮铅采用无毒的腐殖酸钠+亚硫酸钠+硫酸锌组合抑制剂,丁胺黑药为捕收剂进行铅、锌硫分离;在锌硫分离中采用腐殖酸钠+石灰的组合抑制剂进行锌硫分离,铅锌回收率都获得了较高的指标,铅精矿含铅27.29%、铅回收率91.04%;锌精矿含锌48.76%、回收率92.18%。 相似文献
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《现代矿业》2019,(12)
为了给矿山企业提供资源技术开发依据,对某白钨矿脱硫产品进行了综合回收铅、锑、锌选矿试验。试验结果表明:采用铅锑锌优先浮选流程,在磨矿细度-74μm 85%的条件下,铅粗选以丁铵黑药为捕收剂,少量石灰和硫酸锌为抑制剂,硝酸铅为活化剂;锌粗选以石灰为硫铁矿抑制剂及pH值调整剂,硫酸铜为活化剂,MB为捕收剂;铅经1粗1扫3精,锌经1粗1扫3精,闭路试验在低碱度条件下,采用铅、锑混浮—锌优先浮选工艺流程,获得了铅锑精矿铅精矿品位34.56%、含锑12.69%、铅回收率72.54%、锑回收率56.25%、含银3 987 g/t、银回收率74.43%,锌精矿品位45.23%,锌回收率82.16%的技术指标;银在铅锑锌精矿中的总回收率达80.00%。 相似文献
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《矿山机械》2015,(10)
为开发利用西藏某铅锑锌矿进行了矿石工艺矿物学研究。结果表明,原矿铅含量为2.23%,锑含量为1.49%,锌含量为6.12%,铅、锑主要以硫锑铅矿、脆硫锑铅矿形式存在,辉锑矿、方铅矿较少,锌主要以闪锌矿存在。探索试验确定了优先选铅锑再浮选锌的原则工艺流程,采用新药剂T89作抑制剂,A19作铅锑捕收剂,最终获得铅品位38.79%、回收率85.03%、锑品位19.64%、回收率70.42%的铅锑精矿,锌品位51.46%、回收率86.58%的锌精矿的较好选矿指标。同时,伴生元素银在铅锑精矿中得到了富集,品位为3197.64 g/t,回收率为76.59%,实现了矿产资源的综合利用。 相似文献
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《现代矿业》2017,(9)
广西河池某铅锑锌多金属硫化矿主要有价元素铅、锑、锌品位分别为1.18%、1.10%、2.12%,均主要以硫化矿的形式存在,并可伴随回收银、金,综合利用价值较高。为合理开发利用该矿石,采用铅锑混合浮选一锌硫混合浮选一锌硫分离的部分混浮工艺流程进行选矿试验。结果表明,在条件试验确定的最佳药剂制度下,原矿磨矿至-0.074 mm占72.97%,经1粗2精2扫铅锑混合浮选—1粗1精2扫锌硫混合浮选—1粗1精1扫锌硫分离浮选闭路流程选别,可获得铅品位30.91%、锑品位28.45%、含银843.79g/t,铅回收率87.47%、锑回收率86.12%、银回收率83.54%的铅锑精矿和锌品位53.26%,锌回收率87.19%的锌精矿及硫品位38.52%、硫回收率31.93%、含金12.98 g/t、金回收率74.71%的硫精矿,实现了铅、锑、锌、硫及银、金的高效回收,为该矿石资源的综合利用提供技术参考。 相似文献
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采用新型抑制剂X33和L3对云南某铅锌硫混合精矿进行浮选分离试验研究。结果表明该抑制剂替代传统抑制剂,能很好地分离铅锌硫混合精矿,其药剂工艺环保,用量低。含铅17.35%、锌6.76%和铁31.04%的铅锌硫混合精矿经过浮选分离后,可得到含铅64.59%、铅回收率95.49%、含银326.8 g/t、银回收率83.29%、含锌4.64%的铅精矿和含锌51.56%、锌回收率64.09%、含铅3.55%的锌精矿,以及含硫43.4%、硫回收率78.67%的硫精矿。 相似文献
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基于锌冶金中锌铁金属资源高效绿色利用和全利用周期角度,在尽可能不破坏铁酸锌晶体结构条件下,探究将锌冶金副反应产物铁酸锌作为产品独立分离出来的可能性。以广西某地冶炼厂锌焙砂为原料,在合适的硫酸浸出工艺条件下,制备出铁酸锌含量较高的浸出渣,再对其进行浮选分离提纯。结果表明,采用碳酸钠调节p H值并对矿浆进行分散,硫化钠抑制含铅矿物,并辅助丁基黄药、油酸钠捕收铁酸锌,获得的精矿产品中铁酸锌含量达到92%,实现了铁酸锌的有效提纯。 相似文献
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为探讨高碱性脉石型低品位氧化-硫化混合锌矿氨浸行为的影响因素, 采用水热氨浸法研究了混合矿中异极矿氨浸的较佳工艺条件, 并研究了低品位矿石中共生的氧化物(MgO、CaO、SiO2、MnO2)对异极矿浸出行为的影响。研究结果表明: 异极矿水热氨浸较佳条件为: 搅拌速度400 r/min, 浸出时间30 min, 总氨浓度5 mol/L, 氨∶氯化铵摩尔比1∶1, 浸出温度60 ℃, 液固比20∶1, 此时锌浸出率为81.9%。共生氧化物MgO、CaO、SiO2均对异极矿的浸出有抑制作用, 其中, CaO使得锌的浸出率呈规律性减小, MnO2抑制作用不明显。 相似文献
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以锌焙砂为原料,经硫酸浸出后对矿浆保温沉淀固液分离后进行高温磁力搅拌水洗,过滤烘干筛分后加入添加剂固相氧化焙烧进行粗提纯,对粗提纯产品筛分产物加入添加剂高能球磨机械活化后固相焙烧进行精提纯,并对产品进行粒度分析、XRD分析及EDS分析。结果表明,提纯产品中铁酸锌含量高达98%,产品主要集中于0.240~3.802μm、3.802~17.378μm、17.378~138.038μm三个粒级,分别占41.83%、36.70%、21.47%。粒级越小,粒度分布越大,-20μm粒级达到80%。产品形貌已经具有一定的粉体性状,经进一步的细化和均匀化等处理,有望制备出高性能的铁酸锌特性材料。 相似文献
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考察了EDTA和精氨酸对Zn-H2SO4-ZnSO4体系锌电积过程电流效率、单位能耗和表面形貌的影响, 并运用线性扫描、循环伏安法研究了EDTA和精氨酸对锌电积过程电化学行为的作用。结果表明: EDTA和精氨酸均能提高电流效率、降低单位能耗、改善锌板表面形貌, 二者的最佳加入浓度分别为1 mg/L和3 mg/L, 锌电积单位能耗均已降到2 900 kW·h/t以下。通过电化学和表面形貌分析可知, EDTA促进锌的析出, 精氨酸抑制氢的析出, 两者对锌电积过程影响机理是不同的。 相似文献
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