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相似文献
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1.
某复杂铅锌硫化矿选矿工艺试验研究   总被引:9,自引:3,他引:9  
某铅锌硫化矿含有较多的铁闪锌矿 ,铅锌矿物共生关系密切 ,且矿石本身受到一定程度的氧化 ,铅锌矿物分离难度大。本试验研究依据矿物特性 ,以Na2 CO3作矿浆 pH调整剂 ,控制矿浆pH9左右 ,YN +ZnSO4 组合药剂作锌矿物的抑制剂 ,SN -9为铅矿物的捕收剂 ,采用抑锌浮铅的优先浮选流程 ,获得了较佳的选别指标  相似文献   

2.
会理难选铅锌矿石电位调控抑锌浮铅优先浮选新工艺   总被引:9,自引:0,他引:9  
研究会理锌矿难选铅锌硫化矿电位调控抑锌浮铅优先浮选分离新工艺。用石灰作矿浆pH和电位的调整剂与稳定剂,在矿浆pH为11.88~12.21,矿浆电位在-252~-272mV的条件下,以乙硫氮(N,N-二乙基二硫代氨基甲酸钠)作铅矿物的捕收剂,(ZnSO4+Na2SO3)组合药剂强化抑制锌矿物等实现铅锌优先浮选分离,取得较好的生产指标。铅精矿Pb品位65.21%。回收率52.30%;锌精矿Zn品位56.48%,回收率84.85%。与原生产工艺相比,铅精矿铅品位与回收率分别提高了13.27%和5.76%,锌精矿锌的品位与回收率分别提高了0.28%和2.28%,选矿药剂成本降低约2元/t-矿,每年可产生经济效益约1234万元。  相似文献   

3.
安徽新桥铅锌矿石电位调控浮选工艺研究   总被引:2,自引:1,他引:1  
为充分利用安徽铜陵新桥矿业有限公司的矿石资源,对新桥矿区的铅锌矿石进行了矿石性质和选矿工艺研究。针对该矿石金属硫化矿占主体,且主要金属矿物为黄铁矿、磁黄铁矿、闪锌矿、铁闪锌矿、方铅矿的特点,采取电位调控依次优先浮选工艺,用石灰控制矿浆电位(矿浆pH值),对原矿以乙硫氮和ZnSO4+YN作铅矿物的捕收剂和锌硫矿物的强化抑制剂进行浮铅,对浮铅尾矿以硫酸铜和丁基黄药作锌矿物的活化剂和捕收剂浮锌,可获得铅、锌、硫3种精矿,不产生尾矿,且试验指标优良。  相似文献   

4.
某高硫铅锌矿选矿工艺研究   总被引:4,自引:2,他引:2  
本次试验针对某高硫铅锌矿石,采用石灰作为矿浆pH调整剂,控制矿浆pH值在9.0左右,Na2S+ZnSO4作为锌矿物的组合抑制剂,乙硫氮+Z-200作为铅矿物的组合捕收剂,采用铅、锌、硫依次优先浮选流程,获得了较满意的试验指标。  相似文献   

5.
会理锌矿铅锌浮选分离新工艺研究   总被引:7,自引:0,他引:7  
对会理锌矿的矿石性质进行了研究 ,提出采用SN -9作铅的捕收剂 ,ZnSO4 +YN为锌矿物的抑制剂 ,在矿浆 pH值为 12左右时抑锌浮铅 ,然后原浆选锌的新工艺。结果表明 ,新工艺可获得质量更优的铅精矿与锌精矿 ,并可提高铅锌精矿中主金属的回收率和铅锌资源的利用率  相似文献   

6.
简要介绍了辽宁某铜铅锌多金属硫化矿的矿石性质,针对矿石性质的特点,重点介绍了采用铜铅混浮-铜铅分离-混浮尾矿抑硫浮锌的浮选工艺,通过控制矿浆pH值,选择高效捕收剂、抑制剂等措施,使铜铅矿物与锌硫矿物、铜矿物与铅矿物得到较好分离。  相似文献   

7.
简要介绍了辽宁某铜铅锌多金属硫化矿的矿石性质,针对矿石性质的特点,重点介绍了采用铜铅混浮-铜铅分离-混浮尾矿抑硫浮锌的浮选工艺,通过控制矿浆pH值,选择高效捕收剂、抑制剂等措施,使铜铅矿物与锌硫矿物、铜矿物与铅矿物得到较好分离。  相似文献   

8.
某低品位高硅硫化铜锌矿中的铜矿物种类多,矿物嵌布粒度细,与脉石嵌布关系密切;锌矿物与铜矿 物复杂共生,加之次生铜矿物溶解产生的铜离子会活化锌矿物,浮选分离困难。基于矿石特性,浮选试验采用碳酸 钠作为矿浆 pH 调整剂,腐植酸钠、硫酸锌及亚硫酸钠作为锌矿物及脉石矿物的组合抑制剂,配合使用新研制的铜 高效选择性捕收剂 EMB-513,采用“一段磨矿—铜矿物优先浮选—选铜尾矿选锌”的工艺流程,实现了铜矿物及锌 矿物的有效分离,闭路试验获得了铜品位 27.31%、铜回收率 86.35% 的铜精矿以及锌品位 50.94%、锌回收率 78.11% 的锌精矿。同时,矿石中的银、硒和镉等稀有稀散元素也得到了有效富集。  相似文献   

9.
富含可溶性盐高硫铅锌矿无碱浮选工艺研究   总被引:2,自引:1,他引:1  
云南某铅锌矿有些高硫铅锌矿石中硫酸锌、硫酸亚铁等可溶性盐类含量高,使浮选矿浆中存在大量的Zn2+,Fe2+等金属离子。按常规浮选工艺用石灰抑制黄铁矿时,这些金属离子与石灰作用产生大量的氢氧化物沉淀,对铅锌矿物有很强的抑制作用,造成铅锌矿物不能有效分选。为减少可溶性盐对铅锌浮选的影响,采用在矿浆自然酸碱性(酸性)下浮选铅锌矿物的无碱工艺,选铅时以硫酸锌和亚硫酸钠作抑制剂,以苯胺黑药和丁铵黑药作铅捕收剂,选锌时以水玻璃、亚硫酸钠、羧甲纤维素作调整剂,以PN405作锌捕收剂,获得了含铅59.57%,铅回收率为75.14%的铅精矿和含锌53.93%,锌回收率为93.70%的锌精矿。  相似文献   

10.
邹勤  龙冰  雷小明  杨长安  刘诚 《金属矿山》2020,49(9):111-117
国外某低品位铜锌硫化矿矿床属于矽卡岩型,为确定该矿石中有价金属开发利用的可行性,进行了选矿试验。研究表明,矿石中铜品位为0.38%,锌品位为1.26%,针对矿样组成特性,确定了优先浮选铜, 选铜后的尾矿再浮选锌的工艺流程处理该硫化矿矿石。在磨矿细度为-0.074 mm占74.60%的条件下,选用石灰为矿浆pH调整剂,硫酸锌和亚硫酸钠为组合抑制剂,Z-200为捕收剂优先浮选硫化铜矿物;对选铜尾矿继续 采用石灰调节矿浆pH值,硫酸铜活化被抑制的锌矿物,丁基黄药为捕收剂浮选硫化锌矿物的药剂方案,经“2粗2精”选铜、“1粗3精2扫”选锌的闭路试验,最终获得铜精矿铜品位和回收率分别为22.55%、85.19%和锌 精矿锌品位和回收率分别为44.83%、74.36%,有效地实现了铜锌硫化矿的分离与回收,为国外该类型硫化矿矿石的开发利用提供依据。  相似文献   

11.
论述了在分离铜 -铅 -锌混合精矿过程中通过调整锌剩余浓度和矿浆的pH值 ,达到优化锌矾 (ZnSO4·7H2 O)、氰化钠、硫化钠和苏打用量的几种新方法的制订和应用情况。试验确定了在方铅矿与闪锌矿和铜矿物、铜矿物与闪锌矿的浮选分离过程中、以及在粗选阶段被锌氰络合物抑制的铜矿物再浮选过程中最佳的锌剩余浓度和 pH值。这些新方法已在哈萨克斯坦的很多选矿厂中得到应用 ,并使这些选矿厂提高了精矿品位和金属回收率及降低药剂消耗。  相似文献   

12.
毒砂的浮游与抑制,和矿浆的电位与pH值关系密切。毒砂的悬浮液加入某种浮选剂前后,药剂的用量对矿浆电位和pH值的影响是有规律的。毒砂纯矿物浮游得较好的pH值为4左右,电位E_h为140—440毫伏。pH与E_h值升高或降低,都使毒砂受到抑制。测定银-铜-铅-锌混合矿小型浮选实验的矿浆电位,也证实了这一规律。说明矿浆电位,可以反映氧化剂和还原剂抑制毒砂的深度。利用铁、砷、硫三元素的电位-酸碱度图,对毒砂的浮游与抑制作了合理的解析。  相似文献   

13.
含碳难选低品位铅锌硫化矿铅锌分离试验研究   总被引:6,自引:2,他引:4  
内蒙古某铅锌矿含碳高、铅锌品位低,碳对铅锌浮选分离影响大。通过加入少量石灰调节矿浆pH值,改变泡沫性质,从而达到利用松醇油脱碳的目的,减少了碳在铅锌选别过程的累积;铅精选作业添加少量铁铬盐木质素,抑碳浮铅;选锌作业以CuSO4和丁基黄药作锌矿物的活化剂和捕收剂。试验结果表明,在原矿含铅0.72%、锌2.72%、碳6.26%的条件下,获得铅品位47.20%、回收率66.89%的铅精矿,锌品位48.90%、回收率79.25%锌精矿,实现了碳铅锌的分离。  相似文献   

14.
某锌浸出渣中含银228. 24 g/t,该浸出渣具有粒度细、酸性强、银的物相分布复杂等特点。针对该浸出渣,试验采用添加乳化煤油选择性絮凝矿浆中的微细颗粒增大表观粒度,并通过洗矿调节矿浆pH值以及降低矿浆中锌离子的浓度。试验结果表明:在p H值5. 47的条件下,以六偏磷酸钠为分散剂,丁基铵黑药为捕收剂,MIBC为起泡剂,采用一次粗选两次扫选浮选工艺流程,可获得含银3 439 g/t,回收率为76. 54%的浮选精矿。  相似文献   

15.
高德水 《矿冶》2020,29(2):28-33
针对铜锌硫铁型复杂多金属矿原矿锌含量高,采用优先浮铜—锌硫混合浮选后锌硫分离—磁选回收铁工艺铜优先分选效率低、合格锌精矿生产困难、高碱度回水负影响选别作业等问题,以仙人桥矿业有限公司选矿厂生产为实践,通过对选铜流程进行局部改造,采用优化选铜药剂制度,选锌作业降低碱耗及高pH值回水分用等措施进行选矿工艺技术改造。实践表明,流程改造后,采用石灰和亚硫酸钠调控矿浆pH值、改性LC (含木质素磺酸盐类混合物)抑制锌硫并缩短锌矿物浮选时间,可强化铜锌矿物分离,产出锌含量低于6%的合格铜精矿,规避铜产品销售困境。以BK526和石灰组合使用抑硫浮锌,分储分用调控使用锌硫分离高pH值回水,增强锌硫分离作业稳定性,促成锌品位高于40%的锌精矿连续产出,实现了多金属硫化矿物资源优势利用,企业降本增效显著。  相似文献   

16.
试验提出采用合适的pH值矿浆、抑制剂、捕收剂及浮选流程,能较好地抑制选铜过程中铅、锌的上浮,保证铜精矿质量达到销售要求,经济效益显著。  相似文献   

17.
某硫化铅锌矿石含铅、锌分别为2.25%、1.96%,伴生银含量为13.20g/t,主要铅锌矿物为方铅矿、闪锌矿,它们的共生关系密切、嵌布关系复杂。为高效综合回收利用该资源,进行了选矿试验研究。结果表明,采用优先浮铅再浮锌的流程,在原矿磨矿细度-74μm占65.00%,以石灰为矿浆pH调整剂、硫酸锌为抑制剂、乙硫氮为捕收剂,经一次粗选、二次扫选—铅粗精矿再磨至-37μm占82.70%后二次精选选铅,选铅尾矿以石灰为矿浆pH调整剂、硫酸铜为活化剂、丁基黄药为捕收剂,经一次粗选、二次扫选及二次精选选锌,获得了铅品位66.43%、银品位309.71g/t、铅回收率95.97%、银回收率74.87%的铅精矿,以及锌品位53.35%、锌回收率90.35%的锌精矿。  相似文献   

18.
通过锌硫混合精矿管道输送-分离试验,证明可以用管道输送锌硫混合精矿。矿浆在高碱度介质中(pH11.—12.5)存放48小时,锌-硫浮选分离指标不变,但在与氧充分接触的情况下输送,分离指标将随输送时间的延长而下降;在矿浆输送过程中补加丁基黄药,可以改善浮选分离指标。矿浆输送时的温度也影响分离指标,温度越高,指标越差。  相似文献   

19.
广东大尖山某铅锌多金属矿石铅品位为2.10%、锌品位为3.805%、银含量为35.85 g/t。矿石铅、锌均主要是以硫化矿的形式存在,硫化铅和硫化锌分别占总铅和总锌的95.71%和95.84%。为给该矿石开发利用提供依据,进行了选矿工艺试验。结果表明:矿石磨细至-74 μm占80%,以CaO为矿浆pH调整剂、硫酸锌为抑制剂、丁胺黑药+丁黄药为捕收剂,经1粗3精4扫铅浮选,铅浮选尾矿以CaO为矿浆pH调整剂、CuSO4为活化剂、丁黄药为捕收剂,经1粗3精4扫锌浮选,获得了铅精矿铅品位60.29%、铅回收率92.02%、含银826.13 g/t、银回收率72.75%、含锌3.64%,锌精矿锌品位48.32%、锌回收率92.30%、含铅0.95%的指标。  相似文献   

20.
<正> 八家子铅锌矿选矿厂为进一步提高锌精矿的品级,并综合回收锌精矿中的银,提高产品的经济效益,在锌精矿反浮选试验研究与1981年工业试验的基础上,针对其中的不足,于1982年对锌精矿反浮选又进一步研究。预计每年增加经济效益14万元。 (一)小型试验为解决1981年工业试验中出现的矿浆pH值难以降低、矿浆难以达到加温点  相似文献   

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