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随着硫化铅锌矿资源的日益减少,氧化铅锌矿的高效利用越来越受到关注。为了推动氧化铅锌矿选矿技术的进步,促进氧化铅锌矿的开发与利用,基于该类型矿难选、回收率低的现状,查阅大量相关文献后,综述了我国氧化铅锌矿的研究现状,重点介绍了氧化铅锌矿的浮选工艺、重(磁)—浮联合工艺、选—冶联合工艺。重(磁)—浮联合工艺、选—冶联合工艺对生产条件要求较高,生产成本偏高,不适合大规模工业生产。硫化浮选是工业上应用较多的方法,也是氧化铅锌矿选矿中最有前途的工艺方法。但硫化反应速度慢、硫化物薄膜易疏松脱落以及过量的硫化剂对浮选的抑制等问题急需解决。今后发展路线可以从浮选过程中的硫化转移到磨矿过程中的硫化,或者采用缓释型硫化剂及低溶解度的含硫化合物。 相似文献
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砷通常以毒砂的形式存在于硫化矿中,因其存在形式与其他硫化矿结构性质相似,不易分离,导致选
矿加工后的硫化精矿中仍含有大量毒砂,精矿品位降低,达不到生产指标,因而硫砷分离一直是选矿界的难题。对
选矿过程中降砷研究现状进行了梳理,从选矿工艺、浮选药剂等方面总结了降砷方法。选矿工艺主要包括矿石预
处理(氧化、超声波和微波法等预处理)、浮选及浮选与其他方法联合工艺(磁选—浮选联合工艺、重选—浮选联合
工艺、重选—磁选—浮选联合工艺);药剂主要分为捕收剂与抑制剂,硫化矿浮选的捕收剂目前依旧是以黄药、黑药
为主,螯合类捕收剂还没有得到广泛应用;砷的抑制剂主要分为无机抑制剂、有机抑制剂、组合抑制剂和新型抑制
剂。指出在关注混合药剂研究的同时应加强浮选药剂作用机理的研究,加强新药剂的开发,寻求高效、环保、低成
本、高性能的新型药剂,提高硫化矿的降砷效果。 相似文献
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某难选氧化铅锌矿选矿工艺研究 总被引:2,自引:0,他引:2
通过对四川某难选低品位氧化铅锌矿的选矿试验研究,开发出有效处理的全浮选工艺.硫化矿采用优先浮选,再采用调整剂和高效捕收剂实现了氧化矿的浮选,使Pb、Zn精矿品位分别达到66.10%、19.41%;回收率88.29%、87.09%. 相似文献
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南芬选矿厂红矿车间自投产以来,一直存在着铁精矿品位特别是浮选铁精矿品位低(仅为59%)和铁回收率低(仅为65%)的难题,为此根据国内同类矿山的选矿生产实践,并针对本钢集团南芬选矿厂赤铁矿石特性,进行了阶段磨矿-中磁-强磁-反浮选、阶段磨矿-弱磁-细筛提质-强磁-反浮选、阶段磨矿-粗细分级-重-磁-浮联合流程3种流程的试验室小型选矿试验研究,均取得了铁精矿品位大于65%、回收率大于70%的良好选别指标。试验结果表明,现场因为磨矿粒度不够,导致强磁精矿和入浮矿品位偏低,是浮选作业指标不理想的主要原因。 相似文献
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氧化铅锌矿石选矿新工艺研究 总被引:4,自引:0,他引:4
迄今,还有大量的矿石未进行处理,这是因为这种难处理矿石的矿石的矿物组成复杂、有用矿物与脉石紧密共生、目的的矿物表面附有它种矿物薄膜或者被它种矿物包裹以及原矿有色金属含量太低。这些不利因素导致大量的目的矿物随尾矿流失。难选氧化铅锌矿可用下述新的联合法富集,即先用元素硫或黄铁矿使氧化矿物硫化,然后用磁选和浮选法选别已硫化的氧化矿石。试验证实,用硫化法获得硫水的硫化锌和硫化铅是可行的。在硫化过程中,虽然黄铁矿分解得到的产品的疏水性降低,但所生成的磁黄铁矿的导磁率增加。根据上述原因,制定出难选细粒氧化铅锌矿石的选矿新工艺流程。 相似文献
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云南某含金银硫化铅锌矿石铅品位为0.77%,锌品位为2.13%,并且伴生大量金、银等贵金属,金、银的嵌布粒度微细。为给该矿石开发利用提供依据,采用优先浮选硫化铅,选铅尾矿再选锌的优先浮选流程进行试验。结果表明:在磨矿细度为-0.074 mm占81.33%,以碳酸钠为pH调整剂,以硫酸锌+焦亚硫酸钠为抑制剂,以乙硫氮+3418A为捕收剂,经过2粗3精1扫选铅,选铅尾矿以硫酸铜+氯化铵为活化剂,以丁基黄药为捕收剂,经1粗2精1扫流程选锌,获得了铅精矿铅品位50.36%、金品位28.79 g/t、银品位965.47 g/t、铅回收率82.41%、金回收率77.18%、银回收率78.69%,锌精矿锌品位41.21%、锌回收率87.45%的指标,实现了矿石中有用金属的高效回收。 相似文献
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江苏某坡洪积型钛铁矿石TiO2品位2.63%,钛铁矿嵌布粒度细,矿石矿物组成复杂,黏土含量高。为开发利用该矿石资源,在工艺矿物学性质研究的基础上,首先进行了重选预选工艺和磁选预选工艺对比试验,磁选预选工艺抛除尾矿产率大且TiO2损失率较低。对磁选预选精矿在一段磨矿细度为-0.076 mm占60%、二段磨矿细度为-0.076 mm占90%条件下进行二阶段磨矿-阶段磁选试验,TiO2品位由6.78%提高至14.53%;二段强磁精矿采用螺旋溜槽重选,重选精矿以硫酸为pH调整剂、草酸为抑制剂、水玻璃为分散剂、MOH为捕收剂,经1粗4精1扫闭路浮选,能获得TiO2品位48.26%、回收率13.69%的钛精矿。因此,采用原矿强磁预选-预选精矿二阶段磨矿阶段磁选-磁选精矿螺旋溜槽重选-重选精矿浮选的联合选矿工艺,最终能获得TiO2品位高于48%的合格钛精矿。试验结果可以为坡洪积型钛铁矿石的开发利用提供参考依据。 相似文献
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某铜锌硫化矿浮选尾矿含有较高价值的锡元素,其锡石嵌布粒度不均匀,为综合回收利用锡资源,采用重浮选联合工艺,通过分级重选得到了锡品位2064%,锡回收率6005%的锡精矿;对重选中矿与极细粒级的矿石进行了浮选试验研究,在合适的再磨细度下,通过物理化学联合脱泥浮选得到了锡品位139%、锡回收率536%的锡富中矿,重浮联合工艺最终回收了该尾矿中6541%的锡,为锡资源的综合利用提供了借鉴。 相似文献
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当前石煤提钒一般采用湿法浸出工艺,由于矿石钒品位低,造成浸出过程酸(碱)消耗量大。在浸出前对石煤钒矿预富集,能大幅降低生产成本。总结了我国石煤钒矿预富集技术的发展成果,重点介绍了擦洗工艺、重选工艺、浮选工艺和联合选矿工艺。对于采用常规的重选、磁选、浮选工艺难以有效富集的细粒黏土型石煤钒矿,利用其矿物硬度上或形状上的差异应用擦洗工艺能有效地富集。重选工艺处理量大、设备结构简单、成本低廉。浮选工艺应用范围广、适应性强、分选效率高,可以分选赋存状态复杂、嵌布粒度细的石煤钒矿,浮选富集的产品品质一般较高。组分复杂的石煤钒矿,采用单一选矿工艺难以高效地将含钒矿物和脉石矿物分离,可根据矿石特性进行联合工艺富集回收,以发挥各种工艺的优势,提高预富集效果。石煤钒矿预富集大幅减少了后续浸出的矿石处理量,钒浸出率显著提升,降低了生产成本。关于石煤型钒矿浮选药剂研究较少,今后可结合当前先进的分子模拟技术进行分子动力学机理研究浮选药剂与矿物表面的作用,开发更为新型高效的浮选药剂;研制适用于石煤钒矿重选的选别设备;在生产中逐渐淡化传统的选矿和冶金的界线,选冶联合发展,改进工艺流程,提高石煤资源的综合利用率。 相似文献
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某低品位金矿石原矿含金1.68 g/t,砷0.43%、碳0.40%、硫3.20%,金以显微或次显微形式浸染于毒砂、黄铁矿、褐铁矿中,具有载金矿物粒度细、砷和碳含量高等特点,是典型的低品位含砷碳极难处理
金矿石,严重影响金的浮选指标。为回收利用矿石中的金,分别进行了直接全泥氰化浸出、重选、浮选三种方案对比试验研究。结果表明,直接全泥氰化浸出率仅5%,重选金精矿回收率不足10%,浮选可获得金品位
15.04 g/t、回收率77.13%的金精矿。由于浮选金精矿含砷、碳、硫有害元素均较高,浮选尾矿含金0.42 g/t,损失较高,因此试验采用焙烧预处理以脱除金精矿和尾矿中的有害元素,然后焙砂氰化浸出回收金。最终
试验采用浮选—金精矿焙烧氰化浸出—尾矿焙烧氰化浸出联合工艺,得到金总回收率70.66%的较好指标,有效地回收了矿石中的金。 相似文献
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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