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共有20条相似文献,以下是第1-20项 搜索用时 999 毫秒

1.  云南某铜铅锌混合矿降硅试验研究  
   王德海  李福兰《甘肃冶金》,2016年第4期
   云南某铜铅锌混合矿矿石各矿物嵌布粒度不均匀,共生关系密切,铅锌含量较高,经磨矿后即可作为铜铅锌混合精矿直接销售给白银集团公司第三冶炼厂,由于铜铅锌混合精矿中二氧化硅高达7.51%,给冶炼工艺造成了一定的困难,为降低铜铅锌混合精矿中二氧化硅的含量,采用铜铅锌混合浮选-脱水再混合浮选的工艺对该矿石进行了选矿试验研究。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占85%的情况下,采用铜铅锌混合粗选Ⅰ直接选出混合精矿1,再将混合粗选Ⅰ的尾矿进行脱水,提高矿浆浓度后,采用铜铅锌混合粗选Ⅱ经两粗一精获得混合精矿2,两次粗选尾矿为最终尾矿。采用水玻璃、硫酸铜、丁基黄药、2#油四种药剂。最终铜铅锌混合精矿铜铅锌品位分别达到2.95%、20.68%、24.17%;铜铅锌回收率分别达到95.26%、93.12%、96.15%;混合精矿伴生银品位为147.22 g/t,银回收率为92.79%;铜铅锌混合精矿二氧化硅含量降低为4.25%,达到了冶炼工艺的合理要求。    

2.  新疆某难选硫化铅锌矿浮选试验  
   李增华  林俊领《现代矿业》,2018年第8期
   新疆某硫化铅锌矿石铅、锌品位分别为1.14%、3.26%,铅、锌均主要以硫化矿的形式存在,分布率分别为85.09%、91.72%。有用矿物主要为方铅矿和闪锌矿,脉石矿物以碳酸盐矿物和石英为主,嵌布关系复杂。为回收利用矿石中的铅、锌,采用铅优先浮选再选锌的工艺流程进行选矿试验。结果表明,固定磨矿细度-0.074 mm 80%,铅优先浮选以碳酸钠为调整剂、硫酸锌+亚硫酸钠为组合抑制剂、乙硫氮为捕收剂,选铅尾矿锌浮选以石灰为抑制剂、硫酸铜为活化剂、丁基黄药为捕收剂,最终1粗4精2扫铅浮选—1粗3精2扫锌浮选闭路试验可获得铅品位51.42%、含锌5.24%、铅回收率84.67%的铅精矿和锌品位52.82%、含铅0.96%、锌回收率89.29%的锌精矿,实现了矿石中铅、锌的分离与回收,可供该铅锌矿确定选矿工艺流程参考。    

3.  硫精矿提质及浮选回收锌的选矿工艺研究  
   乔吉波  梁溢强《矿业研究与开发》,2019年第2期
   为提高硫精矿品质及综合回收锌资源,进行了详细的选矿试验研究。针对某矿样中矿物嵌布粒度细的特性,采用抑硫混浮铅锌的优先浮选工艺流程。在条件试验的基础上,进行了矿样一次磨细入选及不磨矿-粗精矿再磨再选两个不同条件优先浮选工艺的闭路试验,试验均获得了较好的选矿指标。对比两种工艺流程结果,确定了最佳的工艺流程,最终可以得到锌品位40.99%、锌回收率72.72%的锌精矿,并且使硫精矿的锌+铅含量降低至1.00%。不仅提高了硫精矿品质,而且实现了锌的二次综合利用,提高资源综合利用水平。    

4.  某含银低品位铅锌矿石选矿试验研究  
   敖顺福  王春光  胡红喜  陈志强  洪秋阳  龙卫刚  冯富斌《有色金属(选矿部分)》,2019年第4期
   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。    

5.  山西某含金铅锌硫化矿石选矿试验  
   魏转花  李国尧  陈水波《金属矿山》,2018年第47卷第11期
   山西某含金多金属硫化矿石中的主要金属矿物为银金矿、黄铁矿,其次为闪锌矿、方铅矿,黄铜矿等少量;脉石矿物主要为石英,其次为钾长石、绢云母等。金主要以银金矿独立矿物的形式存在,银主要以含银硫化物形式存在,铅主要以方铅矿形式存在,锌主要以闪锌矿形式存在,黄铁矿作为金、银的主要载体矿物之一,其粒度较粗。现场采用碱性环境下优先混浮金铅,再浮选锌的流程回收金、银、铅、锌,不仅金回收率较低,且铅、锌精矿互含严重。为确定该矿石的高效、合理选矿工艺进行了选矿试验。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占65%的情况下,采用尼尔森选矿机重选选金,重选尾矿偏碱性环境下1粗1精1扫金铅混浮,金铅混合精矿1次浮选分离,混浮尾矿1粗2精1扫浮选选锌,中矿顺序返回流程处理,最终获得金品位为264.53 g/t、含银1 042.50 g/t、金回收率为49.67%、银回收率为5.67%的重选砂金,金品位为42.35 g/t、含银998.36 g/t、含铅21.31%、金回收率为24.78%、银回收率为16.93%、铅回收率为23.61%的浮选金精矿,铅品位为59.61%、含金23.10%、含银3 745.20 g/t、铅回收率为63.08%、金回收率为12.91%、银回收率为60.68%的铅精矿,以及锌品位为46.35%、锌回收率为88.21%的锌精矿,较好地实现了金、铅、锌、银的分离与回收。浮选前增设尼尔森选矿机回收金和更弱的碱性环境、更高效的锌矿物抑制剂TQ11是实现金高效回收、解决铅锌精矿互含问题的关键。    

6.  提高西林铅锌矿选矿技术指标的研究  
   李凤楼  王书衡  张友宝  颜怀银《有色金属(选矿部分)》,1987年第5期
   西林铅锌矿入选矿石中的方铅矿、铁闪锌矿、磁黄铁矿、黄铁矿、黄铜矿共生关系密切,呈粗细粒不均匀嵌布,铁闪锌矿与磁黄铁矿可浮性相近,致使选矿厂技术经济指标不高。针对该矿石特点,开展试验研究,提出了阶段细磨,铅、锌粗精矿再磨,铅、锌、硫依次优先浮选工艺流程和铅、锌浮选的新药剂制度,1986年10月完成工业试验,并成功地用于工业生产,较大幅度地提高了选矿生产指标,经济效益显著。    

7.  某铅锌矿选厂高硅锌精矿降硅工艺优化试验研究  
   孙忠梅《福建冶金》,2017年第46卷第1期
   某铅锌选矿厂生产过程中获得的锌精矿质量不高,除含有57%的闪锌矿外,还含石英20.7%、碳酸盐15%、长石2.30%和黄铁矿/白铁矿4.15%,锌精矿SiO2超标.对高硅锌精矿开展浮选试验,再磨细度为-0.045mm占85%时,经过一次选粗两次精选一次扫选的闭路试验可获得锌精矿含Zn61.30%、SiO22.64%,锌回收率98.01%的较好技术指标.    

8.  立式搅拌磨机在硫精矿浮选提质及回收锌中的应用  
   吕家云  谢立志  乔吉波《矿山机械》,2019年第3期
   为了提高硫精矿品质及综合回收锌资源,新建一座700 t/d的硫精矿再处理车间,采用一次粗选一次扫选、粗精矿立式搅拌磨再磨后三次精选的工艺处理硫精矿。工业应用实践表明,立式搅拌磨机用于锌粗精矿再磨,能够使再磨细度稳定在-0.043 mm粒级含量占90%~93%,使目的矿物闪锌矿基本单体解离,最终获得了较好的生产指标。立式搅拌磨机是锌粗精矿再磨的有效细磨设备。    

9.  内蒙古某低品位铅锌硫化矿石铅锌浮选试验  
   梁焘茂  邱廷省  艾光华《金属矿山》,2019年第7期
   内蒙古某低品位微细粒嵌布的难选铅锌硫化矿石铅品位为1.47%、锌品位为1.93%,为了确定该矿石的开发利用工艺,在进行系统工艺矿物学研究的基础上进行了铅锌浮选试验。结果表明:①矿石中的铅、锌均主要以硫化物相形式存在,主要金属矿物为铁闪锌矿、方铅矿,磁黄铁矿和黄铁矿含量较高;方铅矿与铁闪锌矿间以及与其他矿物间的共生关系密切,方铅矿呈中—微粒嵌布,粒度主要为0.64~0.01 mm,铁闪锌矿呈细—微粒嵌布,粒度主要为0.16~0.01 mm。②矿石在磨矿细度为-0.074 mm占80%情况下采用1粗4精3扫流程选铅,选铅尾矿1粗4扫选锌,锌粗精矿再磨至-0.025 mm占90%情况下经4次精选,最终获得铅品位为52.23%、含锌3.18%、铅回收率为74.81%的铅精矿,锌品位为42.05%、含铅1.98%、锌回收率为85.83%的锌精矿,较好地实现了铅锌的分离与回收。    

10.  新疆某高硫铜锌矿选矿试验  被引次数:1
   余江鸿  黄建芬《金属矿山》,2012年第9期
   针对新疆某高硫铜锌矿石的性质特点,采用铜锌混合浮选—混合粗精矿再磨—铜锌分离—铜锌混浮尾矿选硫的原则流程对该矿石进行了选矿试验研究。研究表明,铜锌混合浮选和铜锌混合粗精矿再磨适宜的磨矿产品细度分别为-0.074 mm占90%和-0.043 mm占95%;J102和丁基黄药为铜锌混合浮选的有效捕收剂;T-21与硫酸锌组合对闪锌矿具有较强的抑制作用;J102对铜矿物的选择性捕收可以较好地实现铜锌分离。采用试验确定的闭路流程处理该矿石,可获得铜品位为20.09%、铜回收率为86.46%的铜精矿,锌品位为52.48%、锌回收率为67.35%的锌精矿,硫品位为45.95%、硫回收率为74.09%的硫精矿。    

11.  新疆某高硫铜锌矿选矿试验  
   余江鸿  黄建芬《金属矿山》,2012年第41卷第9期
   针对新疆某高硫铜锌矿石的性质特点,采用铜锌混合浮选-混合粗精矿再磨-铜锌分离-铜锌混浮尾矿选硫的原则流程对该矿石进行了选矿试验研究。研究表明,铜锌混合浮选和铜锌混合粗精矿再磨适宜的磨矿产品细度分别为-0.074 mm占90%和-0.043 mm占95%;J102和丁基黄药为铜锌混合浮选的有效捕收剂;T-21与硫酸锌组合对闪锌矿具有较强的抑制作用;J102对铜矿物的选择性捕收可以较好地实现铜锌分离。采用试验确定的闭路流程处理该矿石,可获得铜品位为20.09%、铜回收率为86.46%的铜精矿,锌品位为52.48%、锌回收率为67.35%的锌精矿,硫品位为45.95%、硫回收率为74.09%的硫精矿。    

12.  某铅锌浮选尾矿有价金属浮选综合回  
   高腾跃  张文平  徐超  秦广林《矿冶》,2019年第4期
   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。    

13.  广西某难选铅锌矿铅锌分离试验  
   吴迪  彭会清  邵辉  陈明宇《金属矿山》,2014年第43卷第7期
   广西某铅锌矿属铅低锌高、微细粒嵌布的难分离铅锌矿,铅品位为0.88%、锌品位为9.19%。主要含锌矿物为闪锌矿,含铅矿物较复杂,主要为脆硫锑铅矿、硫锑铅矿和方铅矿,且嵌布粒度极微细。为了高效开发利用该矿石资源,对该矿石进行了铅、锌分离回收试验研究。结果表明:在磨矿细度为-0.074 mm占80%的情况下,采用1粗2扫3 精选铅,1粗2扫3 精选锌,铅、锌1次精选尾矿和1次扫选精矿合并返回再磨,其余中矿顺序返回流程处理该矿石,最终获得了锌品位为48.05%、锌回收率为91.13%的锌精矿,以及铅品位为26.63%、锑品位为21.80%、铅回收率为87.46%、锑回收率为86.30%的铅锑精矿,铅锑精矿铅含量较低的原因与矿石中主要含铅矿物脆硫锑铅矿和硫锑铅矿理论含铅量较低、嵌布粒度极微细有关,不适合细磨深选。    

14.  从郴州某冶炼渣中分选锌铅银  
   刘三军  姚文明  覃文庆  岳琦  薛凯  贺国帅  李文华  曹杨《金属矿山》,2016年第45卷第7期
   郴州某冶炼渣中铅、锌、银、铁、硫含量分别为7.23%、5.02%、143.28 g/t、45.70%、21.11%。为开发利用该二次资源,对有代表性试样进行了选矿试验。结果表明:在磨矿细度为-0.074 mm占72%条件下,以硫酸铜为活化剂、生石灰为抑制剂、异丁基黄药为捕收剂,经1粗1扫2精流程选锌,选锌尾矿再磨至-0.038 mm占84%后经1次摇床重选选铅银,可获得锌品位为40.02%、回收率为80.36%的锌精矿,以及铅、银品位分别为45.56%和 1 000.12 g/t,铅、银回收率分别为62.83%和69.59%的铅银混合精矿。    

15.  某铅锌矿选矿生产指标考察与分析研究  
   唐谦  黄建平  鱼高学  戴子林  杨建军  李桂英  朱东坡《矿产综合利用》,2019年第1期
   为了提高选矿厂的浮选效率,获得较好的铅锌浮选指标,对选矿工艺流程进行考察,分别研究了矿浆pH、回水、原矿品位对铅锌浮选指标的影响。结果表明,矿浆pH值对铅浮选指标影响较小,矿浆pH过高抑制锌的浮选,铅锌粗选矿浆pH值为11左右时,铅锌浮选品位与回收率均最高;原矿铅锌品位增大铅锌精矿品位与回收率均显著增大,尾矿铅锌品位基本不变;在磨矿全采用回水时造成铅浮选泡沫发粘,分选效果差,铅浮选回收率下降,铅锌浮选中矿量大,使得浮选操作难控制;经分析铅锌浮选尾矿中多为连生体,需细磨铅锌才充分单体解离。    

16.  锌精矿质量统计分析  
   邝镇国《有色金属(选矿部分)》,1982年第6期
   <正> 甘肃厂坝铅锌矿Ⅱ号矿体硫化矿矿石组成简单,主要有用矿物有黄铁矿、闪锌矿和方铅矿,其他有用矿物含量较少。铅、锌氧化率都在8%以下,原矿品位高、储量大,矿石易选。为给建厂设计提供依据,在小型试验的基础上,对Ⅱ号矿体硫化矿进行规模为60(公斤/小时)的连续浮选试验,试验流程及条件与小型试验大致相同。其原则流程为优先选铅,铅粗精矿再磨经四次精选得铅精矿;选铅尾矿进行锌硫混合浮选,混合精矿在高碱度介质中进行锌、硫浮选分离得硫精矿,锌经两次精选得锌精矿。    

17.  提高厂坝铅锌矿锌选矿指标技术研究  
   廖雪珍《甘肃冶金》,2010年第32卷第3期
   厂坝铅锌矿矿石性质复杂、氧化率高,闪锌矿、方铅矿与脉石嵌布关系密切;根据矿石性质研究及尾矿赋存状态研究结果,在巩固2005年技术攻关成果的基础上,采用高钙条件下选铅回路选择性较好的捕收剂D421铅粗精矿再磨、选锌回路采用硫酸铜黄药法、锌粗精矿再磨工艺流程,取得较好的铅锌选矿指标。    

18.  四川白玉铜铅锌共生矿清洁分离技术研究  被引次数:3
   赵开乐  王昌良  邓伟  李成秀  饶系英  徐平《金属矿山》,2011年第40卷第5期
   四川白玉铜铅锌共生矿矿石性质复杂,铜铅矿物嵌布粒度极细,铜锌矿物致密共生,分离较为困难。采用铜铅部分混合优先浮选-选铅-选锌-铜铅混合精矿加压浸出分离工艺流程,以EM-WB-12为铜矿物捕收剂进行选矿试验,并在选铅时进行了粗精矿再磨,实验室试验可获得Cu+Pb品位28.09%,铜、铅回收率分别为85.00%、53.38%的铜铅混合精矿,铅品位和回收率分别为52.68%、30.13%的铅精矿以及锌品位和回收率分别为52.72%、73.62%的锌精矿,同时伴生银得到了有效回收。对铜铅混合精矿进行加压浸出,取得了Zn浸出率94.36%,Cu浸出率91.21%的优良指标,渣中Pb脱硫后品位达到40%。在此基础上进行了选矿扩大试验,其试验指标较好地验证了实验室试验结果。    

19.  四川会东某铅锌矿石选矿工艺优化研究  
   黄和平  罗仙平  翁存建  陈迪胜  孙洪林  周华荣《金属矿山》,2017年第46卷第7期
   四川会东某高泥铅锌矿石主要有价组分铅、锌、银含量分别为1.01%、6.30%、34.89 g/t,铅矿物以方铅矿为主,锌矿物以闪锌矿为主。由于现场浮铅时抑锌效果不理想,即使浮选工艺流程冗长,但铅、锌精矿指标仍不理想。试验引进新型、高效抑制剂XKY-02配合硫酸锌抑锌浮铅,再活化选锌,在磨矿细度为-200目占80%的情况下,采用1粗2精1扫浮选选铅、1粗1精1扫浮选选锌、中矿顺序返回流程处理矿石,获得了铅品位为55.77%、银品位为571.72 g/t、含锌6.70%、铅回收率为71.05%、银回收率为21.17%的铅精矿,以及锌品位为56.06%、银品位为244.87 g/t、含铅1.04%、锌回收率为92.59%、银回收率为72.99%的锌精矿。与现场工艺相比,铅、锌选矿工艺段数明显减少,但精矿指标明显改善。    

20.  某铅锌矿选厂磨矿产品的矿物解离度研究  
   张曙光  汤优优《云南冶金》,2014年第43卷第4期
   对某铅锌矿选厂一段磨矿及铅硫混合粗精矿再磨产品进行了工艺矿物学研究,查明了磨矿产品中铅、锌矿物的单体解离度及矿物连生关系.一段磨矿产品中闪锌矿解离度90.40%,方铅矿解离度74.72%;铅硫混合粗精矿再磨产品中闪锌矿解离度69.69%,方铅矿解离度75.45%.通过磨矿产品的矿物解离度研究,表明该铅锌矿选厂可通过改善磨矿粒度提高选矿指标.    

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