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针对某铜铅锌硫矿实际生产中存在的问题:铜浮选作业中有13.35%的铜损失在铜尾矿中;硫精矿含锌1.10%,杂质锌含量超标;锌精矿产品质量不合格(锌品位为18.38%),对铜浮选作业进行了多流程方案对比开路试验以及主要工艺条件的调整与优化,可获得铜精矿铜品位15.11%,铜回收率92.30%指标,较现场铜回收率提高了5.65%。采用抑锌浮硫工艺流程,可将现场硫精矿中锌品位由1.16%降至0.41%。对现场锌精矿采用不再磨、再磨工艺均显著提高了锌品位(锌品位最高可达48.71%),同时对该流程下浮选尾矿可作为单独的硫精矿产品进行回收。 相似文献
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某铜锌矿选矿厂混合精矿脱药试验研究 总被引:3,自引:0,他引:3
针对选矿厂原生产工艺由于铜锌分离原矿脱药不彻底,造成铜、锌精矿互含高,锌精矿回收率低的情况, 在试验室进行了混合精矿全部再磨、混合精矿脱水再磨及搅拌槽脱药三种脱药方式的对比试验,结果都达到令人满意的效果。在生产上实施时,综合考虑各方因素,最终采用了搅拌槽脱药方案。该方案实施后,选矿厂效益得到提高。 相似文献
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综合回收铅锌硫化矿中的萤石,既保证铅、锌浮选指标,又提高萤石精矿质量。其关键在于阶段磨选。通过生产流程考察发现,萤石第三次精选作业的精矿再磨选指标最佳,与粗选精矿再磨选相比,不仅再磨费用少,而且最终精矿含硅、硫量低。还考察了萤石浮选调整剂硫酸、硫酸铝、水玻璃在不同浮选环境中对选别指标的影响, 相似文献
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针对新疆某大型铅锌选矿厂锌精矿产品品位低、Si O2含量高的特点,详细查明了锌精矿中的杂质成分及赋存状态,提出采用"再磨降硅—高碱抑硫"新工艺。试验结果表明,采用新工艺处理高硅锌精矿,可获得锌品位和回收率分别为61.26%和98.42%的优质锌精矿,Si O2含量从22.05%降到2.59%,且该工艺可很好地并入原工业流程。 相似文献
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杨自然 《有色金属(选矿部分)》2007,(2):13-15
对该矿选矿工艺的现状及存在的问题进行了分析,提出了采用铅粗精矿再磨、产出部分锌混合精矿优先浮铅再浮锌的工艺流程,有利于提高铅锌的综合回收率,初步计算表明可创经济效益645万元,为以后的流程改造指明了方向。 相似文献
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本文通过对某硫化铜镍矿的矿石性质调查发现,随着矿石深度开采,矿石中铜镍品位的变化明显,铜镍比由原来的0.64提升到现在的0.9左右。随着铜镍比的增加,一段粗精矿的铜镍品位呈现下降趋势,对一段粗选精矿进行单体解离度分析发现铜镍矿物的单体解离度不够是造成精矿品位降低的主要原因。因此,对一段粗精矿进行磨矿细度、药剂添加等工艺条件的小型试验研究,试验结果表明:(1)相对于其他细度条件,在粗精矿再磨后,细度为-0.043 mm/ 80%和添加丁黄药20 g/t条件下,产生的铜镍精矿的产率、铜镍品位和回收率较高;(2)在粗精矿再磨后不添加捕收剂条件下,随着细度的增加,得到的铜镍精矿产率降低,镍品位和回收率也降低,原因可能是由于磨矿过程中有用矿物表面发生脱药所致;(3)闭路试验结果表明:相对于粗精矿不再磨(细度-0.043 mm /69%),在粗精矿再磨后(细度-0.043 mm /80%)和再磨后添加丁黄药20 g/t条件下,产生的精矿产率提高0.64个百分点,镍品位和回收率分别提高0.63个百分点和4.61个百分点,铜品位和回收率分别提高0.57个百分点和5.54个百分点。通过粗精矿再磨工艺工业应用实践可知:相对于应用前,产生的精矿镍品位和回收率分别提高了0.81个百分点和2.94个百分点,铜品位和回收率分别提高了0.30个百分点和5.85个百分点,同时,精矿中氧化镁含量满足冶炼厂对产品的要求。 相似文献
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四川某锌硫混合精矿锌品位为4.11%、硫品位为37.65%,有用矿物主要为铁闪锌矿和黄铁矿。对该混合精矿进行锌-硫分离浮选试验研究,结果表明:混合精矿经硫化钠+活性炭+再磨联合脱药方法处理后,磨矿至-0.043mm占85%,采用一次粗选-两次精选-一次扫选-中矿顺序返回的浮选闭路试验流程分选,可获得产率为7.50%、锌品位为42.48%、锌回收率为77.83%、含硫为20.63%的锌精矿及产率为92.50%、硫品位为39.03%、硫回收率为95.89%、含锌为0.99%的硫精矿;产品含杂均不超标,较好地实现了锌硫混合精矿的浮选分离。 相似文献
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针对乌拉根铅锌矿生产现场锌精矿含硅(指二氧化硅)高的问题,进行了相关试验研究,确定了锌精矿再磨后,分两步产出锌精矿的工艺流程(药剂制度:锌精1水玻璃30g/t,硫酸铜20 g/t;锌精2丁黄药5 g/t,松醇油1 g/t)锌作业回收率98.13%,品位从53.46%提高到60.95%,锌精矿含硅从11.62%降低到3.74%,为该铅锌选矿厂提质降硅提供了技术参考依据 相似文献
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作者阐述了用干过滤法测定硫化锌精矿中锌的含量的方法与步骤,通过对比,认为采用该法测定锌精矿中锌的含量较两次沉淀分离法要快捷、准确。 相似文献
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由于福建某选厂生产的钼精矿含锌过高,严重影响钼精矿产品的销售,使得企业的经济效益受到影响。为此进行了锌钼分离试验研究。针对含Zn 42.41%、Mo 1.01%的锌钼混合精矿,闭路试验最终获得了含Zn 43.23%的锌精矿、Zn回收率为99.81%;含Mo 48.21%的钼精矿(其中含Cu 0.12%、Pb 0.10%、Zn 3.79%),Mo回收率为99.16%,选矿指标较好。 相似文献
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用铜陵硫酸渣生产铁精矿的研究 总被引:4,自引:1,他引:4
通过回转窑磁化焙烧、球磨、磁选工艺可从含铁50%左右的铜陵硫酸渣中生产出TFe>62%,低P低S的铁精矿,金属回收率大于80%,精矿产率大于60%。 相似文献
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共生铅-锌混合精矿硫酸化焙烧分离铅、锌研究 总被引:1,自引:0,他引:1
采用硫酸化焙烧工艺对某共生铅-锌混合精矿进行了铅锌分离试验研究。在硫酸化焙烧过程中, 硫化铅和硫化锌与氧气反应生成硫酸铅和硫酸锌; 利用硫酸锌易溶于水、硫酸铅不溶于水的特性, 采用水浸工艺对焙烧产品进行铅、锌分离。结果表明: 在焙烧物料球团直径小于8.0 mm、空气流量1.0 L/min、焙烧温度650 ℃、焙烧时间2.5 h、硫酸钠用量2.4%、硫酸钙用量3.6%、常温常压下浸出1.5 h、浸出液固比1.5∶1, 得到了锌浸出率96.05%~96.68%、平均96.35%, 铅渣品位56.89%~57.25%、平均57.11%的指标, 铅、锌分离效果明显。 相似文献
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从某金精矿中回收金银铜铅锌的试验研究 总被引:7,自引:2,他引:5
山西某复杂多金属硫化矿石采用混合浮选获得的金精矿含Au34.22g/t、Ag904.4g/t、Pb8.78%、Cu1.32%、Zn3.35%,混合精矿直接外销,但其铜、铅、锌基本不予计价,造成了有价金属的流失。采用浮选精矿氰化浸金—氰化渣铅、铜、锌依次优先浮选流程,获得金总回收率96.60%、银95.51%、铅85.39%、铜72.37%、锌83.51%,实现了高效综合回收该矿石中的有价元素,经济效益和社会效益显著。 相似文献