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相似文献
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1.
某铜锌硫化矿浮选分离试验研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
在对福建某多金属铜锌硫化矿进行工艺矿物学研究的基础上,按常用的抑锌浮铜原则流程进行了系统的铜、锌分离回收试验。试验研究表明,采用1粗1扫2精浮铜、1粗2扫3精浮锌、中矿顺序返回的工艺流程处理该铜锌多金属硫化矿,可得到铜品位24.23%、铜回收率89.92%、含锌2.02%的铜精矿,以及锌品位53.55%、锌回收率81.87%、含铜1.33%的锌精矿。  相似文献   

2.
采用优先浮选流程,成功分离了台浮硫化矿.在给矿含铜 0.97%、铅0.86%、锌3.10%的情况下,获得铜、铅、锌精矿品位分别为25.86%,43.86%,49.55%,铜、铅、锌回收率分别为84.51%,82.24%,84.71%的分选指标,银也得到综合回收.浮选药剂JA,JB是分选台浮硫化矿的关键.  相似文献   

3.
崔立凤 《矿产综合利用》2013,34(1):23-26,39
文章简要介绍了江西赣州某硫化矿综合回收铜锌工艺试验研究。采用部分铜快速浮选、铜粗精矿再磨精选、选铜尾矿浮选回收锌的工艺流程处理该矿石,最终获得含铜30.55%,含锌3.91%的铜精矿Ⅰ,含铜26.11%,含锌4.99%的铜精矿Ⅱ,铜综合回收率90.8%;含锌45.20%、含铜2.97%,锌回收率81.57%的锌精矿,从而达到铜锌分离的目的。   相似文献   

4.
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   

5.
针对某钨矿山多金属硫化矿的矿石性质特点,开展了优先浮钼—铜铋混合浮选工艺、优先浮钼—浮铜—浮铋工艺和钼铜混合浮选—浮铋—浮锌的工艺流程对比试验,结果表明:采用钼铜混合浮选—浮铋—浮锌的全流程工艺,可获得含钼53.50%、回收率为92.72%的钼精矿,含铋11.30%、回收率为58.71%的铋精矿,含铜22.89%、回收率为87.62%的铜精矿,含锌55.28%、回收率为73.22%的锌精矿;而且铋精矿中含银9 000 g/t、含铅58.23%,回收率分别为66.89%、77.40%;同时浮选尾矿进一步回收可获得含钨38.52%、回收率为79.57%的钨精矿,实现了钼、铋、铜、锌、铅和钨的综合回收。  相似文献   

6.
针对内蒙某含银锑的多金属硫化矿,采用铜铅混合浮选—铜铅分离—锌硫混选—锌硫分离工艺流程,实现了铜、铅、锌、硫的有效分离,同时使有价伴生组分银、锑得到有效回收,为今后类似矿石的选别提供了借鉴的经验。  相似文献   

7.
《矿冶》2015,(1)
针对内蒙某含银锑的多金属硫化矿,采用铜铅混合浮选—铜铅分离—锌硫混选—锌硫分离工艺流程,实现了铜、铅、锌、硫的有效分离,同时使有价伴生组分银、锑得到有效回收,为今后类似矿石的选别提供了借鉴的经验。  相似文献   

8.
多金属原生硫化矿铜锌分离试验研究   总被引:3,自引:3,他引:0  
某铜锌多金属硫化矿含铜0.63%、含锌0.41%,矿石氧化率较低,属易浮铜锌多金属原生硫化矿。针对现场生产铜锌精矿互含较高、铜锌分离不理想的问题,试验研究确定了优先浮铜—铜尾浮锌的优先浮选方案,控制磨矿细度-74μm粒级占80%,通过原矿"一次粗选、三次精选、一次扫选"浮铜+铜尾矿"一次粗选、三次精选、二次扫选"浮锌的工艺流程,利用组合抑制剂碳酸钠+水玻璃加强对脉石矿物抑制,组合抑制剂亚硫酸钠+硫酸锌加强对含锌矿物抑制,最终获得了铜精矿铜品位22.30%、锌品位1.37%,铜回收率89.91%;锌精矿锌品位18.71%、铜品位0.96%,锌回收率78.49%的良好指标,对比现场生产指标有了极大改善,铜锌综合回收利用效果显著。  相似文献   

9.
选—冶联合工艺强化钨矿综合回收的研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
本文论述了采用选—冶联合工艺从钨矿伴生多金属硫化矿中综合回收钼、铋、铜、锌、银、铅和钨的试验研究成果。简述了低浓度三氯化铁溶液浸出一铁屑置换的化学选矿工艺和处理硫化矿的选—冶—选联合流程的特点,从所获的试验指标分析,以选—冶联合工艺代替全浮工艺,可以较大幅度地提高铋、银、铜等金属的回收率,还多回收了铅和钨,可以取得较显著的技术经济较果。还着重论述了主要工艺因素对铋、银、铜、锌和钼等金属回收的影响。最后肯定了化学选矿在强化钨矿伴生铋、银回收和扩大综合回收范围中的作用,并提出和讨论了用低浓度三氯化铁溶液浸出含铜、锌较高的硫化矿出现的几个问题。  相似文献   

10.
硫化浮选法是回收铜、铅、锌氧化矿常用的浮选工艺。为获得更高的回收率,研究人员常使用一些阴阳离子对硫化过程进行强化。文章通过对近些年铜、铅、锌氧化矿强化硫化浮选相关研究成果的梳理,阐述了铜、铅、锌氧化矿硫化浮选机制,讨论了铵根离子、铅离子、铜离子、锌离子、氟离子、氯离子、碳酸根离子等阴阳离子的强化机理,综述了其强化硫化基础理论研究的进展,并对未来发展方向进行了展望,以期对铜、铅、锌氧化矿强化硫化浮选的研究提供一定的帮助。  相似文献   

11.
为了提高某选矿厂磨矿分级效率,优化选矿工艺流程,对磨矿分级工段进行工艺考察,并对考察数据进行分析总结,探索出最佳工艺参数:一段磨矿浓度为79%,钢球充填率为40%~43%,返砂比为280%~300%,旋流器给矿浓度为53%~56%;二段磨矿浓度为66%~69%,钢球充填率为35%~37%,返砂比为110%~150%,旋流器给矿浓度为41%~43%。通过工艺优化,磨矿浮选处理量提高了5.59 t/h,选矿回收率提高了9.0%。  相似文献   

12.
云南某钨锡矿含钨0.323%,锡0.140%,二氧化硅63.13%,三氧化二铝17.44%,氧化钙2.92%,氧化镁2.44%,在矿石工艺矿物学及试验研究的基础上,采用一段磨至-0.5mm,针对不同的床型,开展水力分级,进行摇床粗选,混合精矿脱硫、除铁、常温浮选分离钨锡的选矿工艺,获得了钨精矿产率0.31%,钨品位71.06%,钨回收率67.69%,含锡0.56%;锡精矿产率0.12%,锡品位58.18%,锡回收率50.94%,含钨3.80%,锡富中矿产率0.21%,锡品位4.22%,锡回收率6.87%,含钨2.69%,综合锡回收率57.81%的技术指标。  相似文献   

13.
煤炭采样机偏倚试验中最大允许偏倚(B)的研究   总被引:3,自引:0,他引:3       下载免费PDF全文
谢恩情  孙刚 《煤炭学报》2008,33(2):210-213
对煤炭采样机偏倚试验中最大允许偏倚(B)进行了研究.通过实测和分析得出,最大允许偏倚对于精煤为0.50 %,其它洗煤为0.80 %;对于灰分Ad<15 %,15%~30%以及>30 %的筛选煤分别为0.80 %,1.10 %和1.50 %;对于灰分Ad<15 %,15%~30%以及>30 %的原煤分别为1.00 %,1.30 %和1.80 %.该B值不仅是采样机偏倚试验的性能判据,实为适合我国煤炭品质均匀性的机械化采样最大允许系统误差,同时也为手工采样的系统误差提供了参考.  相似文献   

14.
铁多金属矿综合回收铁铜硫选矿工艺研究   总被引:2,自引:0,他引:2  
铁多金属矿含铁47.79%、含铜0.066%、含硫2.05%, 通过“弱磁粗选-再磨-浮选脱硫-弱磁精选”流程选铁、“铜硫混浮-脱泥脱药-再磨-铜硫分离”流程回收铜和硫, 在一段磨矿-0.075 mm粒级占50%, 铁粗精矿、铜硫粗精矿再磨-0.075 mm粒级含量均为80%条件下, 可获得铁精矿铁品位66.63%、含硫0.069%、含铜0.0072%、铁回收率为92.41%, 铜精矿铜品位20.25%、含铁26.84%、含硫27.80%、铜回收率为52.16%, 硫精矿含硫44.00%、含铁43.04%、含铜0.15%、硫回收率为78.72%, 实现了铁、铜和硫的综合回收。  相似文献   

15.
丁大森 《矿冶工程》2018,38(2):61-65
应用2,3-二羟基丙基二硫代碳酸钠取代重铬酸钠, 对西藏隆子县柯月铜铅锌矿进行了浮选分离试验研究, 闭路试验获得了含铜20.57%、含锑12.76%、含银5695.0 g/t、铜回收率78.08%、锑回收率20.67%、银回收率48.53%的铜锑混合精矿, 含铅53.02%、含锑9.90%、含银1177.0 g/t、铅回收率92.54%、锑回收率62.04%、银回收率38.80%的铅锑混合精矿和锌品位49.35%、锌回收率82.63%的锌精矿, 获得了良好的经济效益和社会效益。  相似文献   

16.
采用多段磨矿多段选别的重-浮-磁工艺选别锯板坑钨多金属矿,并用新型动筛跳汰机和GL高效螺旋选矿机等作粗选设备,用新药剂JA和JB浮选分离铜沿锌硫化矿。在给矿品位WO3 0.66%,Sn0.16%,Cu0.3%,Pb 0.26%,Zn0.93%和Ag50g/t的情况下,钨、锡、铜、铅、锌精矿品位分别为69.88%,50.30%,24.14%,43.36%,50.29%;回收率分别为86.00%,63.30%,69.40%,69.53%,71.69%;银则富集于铜铅锌精矿,回收率为74.98%,为锯板坑钨多金属矿的开发利用提供了依据。  相似文献   

17.
低品位钒钛磁铁矿综合回收选矿工艺研究   总被引:1,自引:2,他引:1  
对某地低品位钒钛磁铁矿石(V2O50.22%、TFe25.8%、TiO2 5.35%)采用优先浮选-磁选-重选联合工艺,在回收主元素Fe、Ti的同时,还综合回收了V、Co、S、P伴生组分,分别获得了含V2O5 0.76%、Fe 66.75%、S 0.019%、P 0.008%的优质铁精矿;含Co0.35%、S 33.28%的合格钴硫精矿;含TiO2 43.88%、S 0.096%、P0.078%的钛精矿;含P2O5 31.24%的合格磷精矿。该工艺使矿石中对主产品铁、钛精矿有害的成分S、P及有用成分V、Co最大限度地转化为有价可销售的副产品,增加了主产品的附加值,提高了综合工艺技术指标及综合经济效益。  相似文献   

18.
针对胶凝材料性质对全尾砂胶结充填材料抗压强度的影响进行了试验研究,采用压汞测孔仪(Autopore Ⅳ9500)测定了固化体的总孔隙率和孔径分布。试验结果表明:当料浆固体浓度分别为70%、78%和86%并且胶凝材料掺量10%(以总固体质量计)时,掺矿渣水泥比掺水泥的固化体抗压强度分别提高了151%、127%和90%;当料浆固体浓度为86%并且胶凝材料掺量5%、养护龄期分别为7、14和28 d时,掺矿渣水泥比掺水泥的固化体抗压强度分别提高了68%、97%和141%;当料浆固体浓度为86%并且胶凝材料掺量分别为5%、10%、20%、30%和40%时,掺矿渣水泥比掺水泥的28 d固化体抗压强度分别提高了127%、89%、10%、-12%和-21%。结合压汞测孔数据和固化体抗压强度结果,得出结论:在高水胶比材料(即水胶比大于065)中,掺矿渣水泥比掺水泥的固化体中孔径更细(即水化产物更多或更分散),导致固化体中骨料(包括填料)的黏结面积增加而增加固化体抗压强度;在低水胶比材料中,掺矿渣水泥比掺水泥的固化体中总孔隙率大幅度增加,导致固化体中骨料的黏结强度降低而降低固化体抗压强度。  相似文献   

19.
广西某多金属铅锌矿浮选新药剂制度研究   总被引:2,自引:0,他引:2  
针对广西某多金属铅锌矿选矿厂原浮选药剂制度不能适应矿石性质的变化,导致选矿厂生产指标恶化的问题,进行了浮选新药剂制度的试验研究,获得的铜精矿铜品位和铜回收率分别为22.19%和58.29%,铅精矿铅品位和铅回收率分别为62.97%和78.39%,锌精矿锌品位和锌回收率分别为50.52%和88.81%。与试验前选矿厂的生产指标相比,铜精矿、铅精矿、锌精矿的主品位分别提高10.04,24.65,0.92个百分点,回收率分别提高30.29,1.42,10.01个百分点。  相似文献   

20.
在工艺矿物学研究的基础上,对含铅 2.93% 、锌2.80%、银 110.45g/t、硫 26.94%,以及有害元素砷0.53%的云南某含砷铅锌银多金属矿进行了选矿试验研究。结果表明:采用铅优先-锌硫混合浮选再分离工艺,结合铅银矿物高效捕收剂BK915和黄铁矿抑制剂BD,获得了铅品位68.46%、铅回收率88.50%,银品位2358 g/t、银回收率84.37%,砷品位1.45%的铅精矿;锌品位51.32%、锌回收率89.07%,砷品位0.18%的锌精矿;硫品位49.14%,硫回收率82.35%的硫精矿。  相似文献   

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