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相似文献
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1.
对云南某地新开采硫、氧混合铅锌矿进行了浮选工艺实验研究。采用混合浮选硫化矿及氧化矿的工艺流程,获得了铅综合回收率85.18%、锌综合回收率95.46%的铅锌混合硫化精矿和氧化精矿,其中,硫化铅锌精矿中锌、铅品位分别为46.14%、7.86%; 氧化铅锌精矿中铅、锌品位分别为12.71%、6.01%。浮选所得精矿满足冶金过程对原料的要求。研究成果可为浮选此类矿物提供参考依据。  相似文献   

2.
陕西某氧化铅锌矿选矿试验研究   总被引:1,自引:1,他引:0  
陕西省某铅锌矿矿石因氧化程度高、易泥化而较难选,尤其是氧化锌的回收困难。试验针对矿石性质,采用了铅的硫化矿物和氧化矿物混合浮选回收,锌的硫化矿物、氧化矿物依次单独回收的方案。选铅时采用了组合捕收剂乙硫氮+丁胺黑药,选氧化锌时采用了复合捕收剂A928,最终获得了铅品位和回收率分别为53.67%和82.92%、含锌5.23%的铅精矿,锌品位和回收率分别为51.08%和40.75%、含铅1.06%的硫化锌精矿及锌品位和回收率分别为22.55%、44.28%、含铅1.22%的氧化锌精矿,实现了氧化铅锌矿石的有效分选。  相似文献   

3.
氧化铅矿石硫化浮选工艺研究   总被引:3,自引:0,他引:3  
针对某铅锌矿处理的高氧化率复杂铅锌矿石中的氧化铅矿石,进行了硫化浮选工艺的研究。浮选采用Na2S作为氧化铅的硫化药剂。研究结果表明,采用硫化浮选技术获得的铅精矿品位达到46.02%、铅回收率达到81.16%,实现了氧化铅矿物的高效回收。  相似文献   

4.
云南某铅锌矿浮选试验研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
该铅锌矿铅的氧化率为50.68%,锌的氧化率为11.75%,铅的氧化率较高,铅的回收率很难提高。试验表明采用优先浮选工艺,流程合理,产品指标较高。闭路试验获得品位46.17%、回收率49.40%的铅精矿和品位56.55%、回收率84.17%的锌精矿。氧化铅硫化浮选的效果不好,只能通过其它方法回收。  相似文献   

5.
某高泥氧化铅锌矿铅、锌品位分别为3.45%、4.64%,铅、锌均主要以氧化矿的形式存在,分别占总金属量的69.65%、53.02%,常规选矿工艺难以回收。为合理开发利用该矿石,采用硫化焙烧—铅浮选—锌浮选原则流程进行选矿试验。结果表明,原矿经硫化焙烧—焙砂磨矿(-0.074 mm 85%)—1粗2精2扫优先浮选铅—浮铅尾矿1粗1精2扫选锌闭路流程选别,可获得铅品位45.12%、含锌6.42%,铅回收率78.27%的铅精矿和锌品位46.31%、含铅2.46%,锌回收率72.74%的锌精矿,实现了该矿石资源的高效回收利用,可为开发同类矿石提供技术参考。  相似文献   

6.
云南大理某铜铅矿原矿含铜0.59%、含铅2.38%、含银41.61 g/t,铜的氧化率70%、铅的氧化率72%,是一个含硫化铅、硫化铜的混合型氧化矿。采用“混合浮选铜铅硫化矿—铜铅分离”工艺流程浮选回收该矿样中的硫化铜和硫化铅矿物,在硫化铜铅分离时用新型组合抑制剂来抑制方铅矿得到了较好的分离效果,经过闭路试验获得的硫化铜精矿铜品位28.05%、铜回收率24.17%、含银1788.70 g/t,硫化铅精矿铅品位64.54%、铅回收率36.93%、含银479.60 g/t。  相似文献   

7.
甘肃某尾矿含铅、锌、硫,铅、锌氧化率高,生产流程采用混合—优先浮选流程回收硫化铅、锌、硫,但只能生产出低品位锌精矿外销。针对生产流程中存在的问题进行了工艺改造,采用重—浮联合混选,混选精矿磨矿脱泥后精选,混合精矿分离铅、锌、硫的工艺,用硫化—黄药法回收氧化铅锌、硫化铅锌。获得了铅品位40%、回收率43%的铅精矿;锌品位45%、回收率62.5%的锌精矿;硫品位35.3%、回收率60%的硫精矿。  相似文献   

8.
贵州某铅锌尾矿中铅锌硫的综合回收   总被引:4,自引:1,他引:3  
贵州某铅锌矿选矿厂抛弃的尾矿中,铅锌矿物氧化程度高,粒度细,泥化严重,复杂难选。采用硫化矿优先混浮-混浮精矿锌硫分离-氧化铅矿硫化浮选的工艺流程处理该尾矿,获得了较好的试验指标,并在生产实践中使原本损失的铅、锌、硫矿物得到了有效的综合回收,其中氧化铅精矿的铅品位和铅回收率分别达48.56%和85.38%。  相似文献   

9.
云南某难选铅矿选矿试验研究   总被引:1,自引:1,他引:0  
云南某难选铅矿矿石中有用矿物以方铅矿和铅矾为主,氧化率达30%以上,并伴生有黄铁矿。为了给该矿产资源开发利用提供依据,对其进行了选矿试验研究,结果表明,采用优先浮硫化矿—脱泥—再浮氧化矿试验方案,其中硫化矿浮选采用对方铅矿选择性较好的捕收剂GY,氧化铅浮选采用硫化钠进行较长时间的硫化,最终获得了含铅43.56%、铅回收率58.45%的硫化铅精矿和含铅31.26%、铅回收率21.98%的氧化铅精矿,合并铅精矿的品位为39.33%、铅回收率80.44%,达到了选矿厂要求,有效提高了有价元素的回收利用率。  相似文献   

10.
云南某氧化铅锌矿原矿含铅1.44%, 含锌7.04%, 泥化严重, 且嵌布粒度细, 针对该矿石, 在不脱泥的条件下, 采用硫化-黄药法浮铅和硫化-胺法浮锌工艺流程, 并对传统的药剂制度进行了改进, 最终获得了铅品位为30.74%、铅回收率为64.66%的铅精矿和锌品位为23.51%、锌回收率为71.02%的锌精矿, 实现了铅、锌的分选回收。  相似文献   

11.
针对某难选铅矿进行了详细的小型试验研究,采用"硫化铅浮选—硫化铅浮选尾矿脱泥—脱泥后产品氧化铅浮选"流程获得了较好的选矿指标。硫化铅精矿品位65.58%、铅回收率34.04%、氧化铅精矿品位50.21%、铅回收率34.20%。最终铅精矿品位56.86%,铅回收率68.24%。  相似文献   

12.
氧化锑矿的高效分选一直是选矿领域的世界性难题,为了提高氧化锑矿的浮选回收效率,进行单矿物试验对氧化锑矿浮选的药剂进行优化,主要开展了捕收剂、活化剂和抑制剂种类条件优化试验。通过优化,实现了氧化锑矿的高效浮选回收,同时减小了氧化锑精矿中铅的含量。试验研究结果表明,采用EF105作为捕收剂,以硝酸铅和硫酸铜的组合作为活化剂,可有效提高氧化锑矿的浮选回收率;以改性水玻璃-302作为脉石抑制剂,可有效抑制脉石的上浮。在单矿物浮选试验基础上,开展了氧化锑实际矿物的浮选试验,在优化的最佳药剂条件下,采用一粗两扫三精的浮选试验流程,获得了锑品位为22.31%,锑回收率为65.43%的锑精矿,与优化前的浮选工艺相比,锑的品位和回收率明显提高。  相似文献   

13.
针对某含泥高银铅锌硫化矿,在低碱环境下采用25号黑药与苯胺黑药组合捕收铅,有效兼顾了贵金属银的回收,锌浮选采用石灰和8372CN组合抑硫,缓解了矿泥对锌精矿品质的影响。闭路试验获得了铅品位67.18%、铅回收率94.57%、银品位2 560.37 g/t、银回收率80.54%、锌含量3.60%的铅精矿和锌品位51.63%、锌回收率93.27%的锌精矿,实现了含泥高银铅锌硫化矿的高效综合利用。  相似文献   

14.
以云南某铜铅锌硫化矿为研究对象,采用铜-铅-锌全优先浮选工艺,通过原矿细磨和铅粗精矿选择性再磨强化矿物单体解离,充分利用组合抑制剂亚硫酸钠+硫酸锌的协调效应和选择性,捕收剂Z-200、乙硫氮及BK906的高选择性,在适宜工艺参数下,获得了铜品位22.78%、铜回收率83.28%、含铅3.01%、含锌4.23%的铜精矿,铅品位75.86%、铅回收率82.75%、含铜0.17%、含锌1.64%的铅精矿和锌品位51.87%、锌回收率93.16%、含铜0.24%、含铅0.31%的锌精矿。  相似文献   

15.
某氧化铅矿含铅17.30%,氧化程度很高、矿物嵌布粒度较细、含泥量很大、非常难选。以戊黄药和丁铵黑药为组合捕收剂,在磨矿细度为-74um占65%条件下,通过2粗2精2扫工艺流程,最终小型闭路实验获得铅品位为60.93%,铅回收率为73.48%的铅精矿。  相似文献   

16.
Sherwood Copper’s Minto Mine processes a high grade copper–gold deposit in Yukon, Canada. The ore mined is from a primary copper sulphide deposit with separate additional deposits of copper oxides. In conjunction with Ausmelt Chemicals, Minto is currently investigating options to recover copper oxide and sulphide minerals using flotation by blending their primary sulphide ore with oxide ores. The blend used in this laboratory scale investigation was 70% sulphide ore and 30% oxide ore on a weight basis. The copper sulphides present in the blend were bornite and chalcopyrite, while the oxides were malachite and minor azurite.From previous flotation investigations of mixed copper oxide and sulphide minerals using xanthate and hydroxamate collectors it was hard to distinguish the impact of the alkyl hydroxamate collector on sulphide recovery as the sulphide and oxide minerals occurred naturally together. In the case of the Minto operation the copper oxide and sulphide minerals occur in separate ore deposits and can be treated separately or blended together. This investigation has shown that using n-octyl hydroxamates (AM28 made by Ausmelt Limited) in conjunction with traditional sulphide collectors can successfully simultaneously recover copper sulphides and oxides by flotation from blended ore minerals. The copper sulphide recovery did not decrease when processing the blended ore compared to treating the sulphide ore independently. At a blend of 70% sulphide ore and 30% oxide ore, the rougher scavenger copper recovery was as high as 95.5%. The copper recovery from the blended ore using a mixture of collectors was shown to be superior to the recovery obtained using only xanthate after controlled potential sulphidisation.  相似文献   

17.
廖乾 《金属矿山》2018,47(2):85-88
西藏某含银氧化铅矿石含铅5.01%,含银53.11 g/t,铅的氧化率为41.72%。为开发利用该矿石,进行了系统的选矿工艺研究。结果表明:在磨矿细度为-0.075 mm占60%时,以水玻璃为分散剂、抑制剂,Na_2S为硫化剂,丁黄药为捕收剂,2~#油为起泡剂,经1粗3精2扫闭路浮选,获得的铅精矿产率为7.35%,含铅62.87%,铅回收率为92.23%,铅精矿含银658.14 g/t,银回收率达到89.66%。硫化铅与氧化铅混合硫化浮选提高了铅矿物整体的可浮性,实现了铅与银在较粗磨矿细度条件下的浮选回收,能够降低磨矿成本,而且可以满足现场尾矿回填对粒度的要求。  相似文献   

18.
以某铅锌浮选尾矿为研究对象,采用"尾矿再磨—铅锌混合浮选—活化选锌"工艺对原尾矿中的有价金属元素进行综合回收试验研究。结果表明,在磨矿细度-74μm占82%的条件下,以乙硫氮和丁基黄药为铅锌混合浮选捕收剂,锌浮选采用硫化钠和硫酸铜活化,以丁基黄药和异戊基黄药为捕收剂,开路试验所得浮选产品中铅锌混合精矿中铅、锌的回收率分别为36.4%和18.0%,锌粗精矿中锌的回收率达到57.6%,原尾矿中有价金属元素得到了有效回收。  相似文献   

19.
豫西某铅锌矿有用矿物共生关系密切、嵌布粒度较细, 采用铅锌等可浮、铅锌分离-硫化锌浮选-氧化铅浮选工艺, 成功实现了该矿的铅锌回收与分离, 并有效回收了氧化铅矿物, 最终获得了铅品位、回收率分别为58.95%、68.67%的铅精矿和锌品位、回收率分别为48.67%、66.06%的锌精矿。  相似文献   

20.
郭灵敏 《矿冶工程》2022,42(5):81-85
对缅甸某铅锌银多金属氧硫混合矿进行了选矿流程方案试验,遴选出优先浮铅-活化选锌-硫化黄药法浮选回收氧化铅工艺方案,闭路试验可获得铅精矿铅品位52.25%、含银1 732.52 g/t、回收率分别为65.96%和78.28%,锌精矿锌品位43.82%、含银209.56 g/t、回收率分别为79.15%和11.90%,氧化铅精矿铅品位35.62%、含银215.55 g/t、回收率分别为11.16%和2.42%。2种铅精矿综合铅品位48.94%、总回收率77.12%,含银1 430.97 g/t、回收率80.70%。  相似文献   

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