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相似文献
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1.
硫化钠在铜铅混合浮选中的应用及其作用机理研究   总被引:3,自引:2,他引:1  
铜铅混合浮选中,加入Na2S能够降低矿浆中Cu2+和Pb2+的浓度,防止闪锌矿被这两种金属离子活化,从而使闪锌矿得到较好抑制。针对某复杂铜铅锌多金属矿,以混合黄药为捕收剂,Na2S+Na2SO3+ZnSO4为组合抑制剂,经一次粗选、一次精选和一次扫选的开路试验,获得铜品位为11.21%、铜回收率为87.40%、铅品位为44.09%、铅回收率为79.38%、锌品位为2.08%的铜铅混合精矿。  相似文献   

2.
福建某低品位难选铅锌矿选矿试验研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
福建某低品位难选铅锌矿含铅1.19%、锌4.12%,为有效开发利用该矿石资源,采用优先浮选工艺流程进行选矿试验。试验结果表明,矿石在磨矿细度为-74μm占70%的情况下,采用一次粗选、两次扫选、三次精选选铅,一次粗选、两次扫选、三次精选选锌,中矿返回闭路流程处理,能够获得铅品位45.47%、锌品位4.36%、铅回收率86.35%的铅精矿以及锌品位50.62%、铅品位0.64%、锌回收率85.27%的锌精矿。  相似文献   

3.
熊锋 《现代矿业》2020,36(10):113
国外某含碳高硫铅锌矿石氧化程度不到2%,主要铅锌矿物为方铅矿、闪锌矿,黄铁矿占矿物总量的43.25%,主要脉石矿物为石英、钾长石、白云石等,各矿物嵌布关系密切,铅、锌嵌布粒度粗细不均。为确定矿石的合理选矿工艺,进行了选矿试验研究,结果表明,矿石经1粗1精脱碳,1次铅快浮粗选2次铅粗选2次铅扫选、3次铅快浮精选得到部分铅精矿,铅快浮精选1尾矿+铅粗选1+铅粗选2精矿一并进入再磨、5次铅精选,得到另一部分铅精矿,铅总精矿铅品位为58.42%、回收率为87.35%;铅尾矿1次锌快浮粗选2次锌粗选2次锌扫选、2次锌快浮精选得到部分锌精矿,锌快浮精选1尾矿+锌粗选1+锌粗选2精矿一并进入再磨、4次锌精选,得到另一部分锌精矿,锌总精矿锌品位为53.88%、回收率为87.59%。  相似文献   

4.
对内蒙古某复杂铅锌多金属矿进行了详细的工艺矿物学研究,研究发现该矿石中矿物种类繁多,矿物间嵌布关系复杂,可回收有价金属元素为铅、锌、银,分别以方铅矿、闪锌矿、自然银和硫化银的形式存在;通过浮选试验研究得到最佳的工艺流程和药剂制度:磨矿细度-0.074mm占65%,铅回路粗选pH为10.7,硫酸锌和亚硫酸钠为锌抑制剂,BM-3为捕收剂,控制矿浆电位-320mv,精选2次,扫选2次;锌回路粗选pH大于12,硫酸铜为活化剂,丁基黄药为捕收剂,精选2次,扫选2次,闭路可得到铅品位68.81%,铅回收率90.76%的铅精矿和锌品位52.83%,锌回收率89.91%的锌精矿,其中铅精矿、锌精矿种银的总回收率为82.54%,优于生产指标,同时还大幅缩短了工艺流程。  相似文献   

5.
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   

6.
依据矿石特点,在磨矿细度为-74μm占67.83%的条件下,对1#样和2#样的混合样(重量比6∶4)采用优先浮铅后浮锌的工艺流程,实现了对铅、锌、银三种有价金属矿物的回收。铅浮选阶段为一次粗选、三次精选、两次扫选,锌浮选阶段为一次粗选、两次精选、两次扫选,获得铅精矿含铅59.06%、铅回收率87.07%,锌精矿含锌63.02%、锌回收率94.38%,铅精矿中含银为3 703.31 g/t、银回收率90.63%。  相似文献   

7.
贵州某硫化铅锌矿的矿物共生关系复杂,嵌布粒度大小不均匀。为实现矿石中有价金属铅和锌的高效利用,采用优先浮选工艺,并采用新型高效环保锌活化剂X-43替代硫酸铜,通过铅锌浮选条件试验确定适宜的选矿工艺流程和药剂制度。试验结果表明,对于铅品位4.23%、锌品位8.02%的原矿,在磨矿细度为-0.074 mm占80%的条件下,优先选铅时采用1次粗选、1次扫选和铅粗精矿再磨至-0.045 mm占65.5%后3次精选,可获得铅品位50.19%、回收率65.33%的铅精矿;选铅尾矿经活化剂X-43活化后,采用1次粗选、2次扫选和2次精选选锌;经全流程闭路试验可得到铅品位为57.63%、回收率为80.50%的铅精矿,以及锌品位为49.62%、回收率为92.52%的锌精矿,尽可能地实现了铅和锌的有效回收。研究结果可为新型高效锌活化剂X-43的应用和同类型铅锌矿石开发利用提供借鉴。  相似文献   

8.
某含银铅锌硫化矿含铅1.66%、含锌1.63%、含银12.3 g/t,铅锌含量低,矿物单体粒度小且嵌布不均匀,单体解离困难。为了给该矿石的铅、锌、银资源开发利用提供技术依据,对其进行了选矿试验。结果表明:采用铅锌优先浮选流程,在磨矿细度为-74μm占70%条件下,铅粗选以25号黑药为捕收剂,硫酸锌为抑制剂;锌粗选以石灰为p H值调整剂,丁基黄药为捕收剂,硫酸铜为活化剂,YS为抑制剂;铅锌系统各经一次粗选三次精选两次扫选作业,闭路试验可获得铅品位70.35%、含锌3.48%、含银292.00 g/t、铅回收率96.59%、银回收率51.11%的铅精矿和锌品位43.84%、含铅0.32%、含银32.20 g/t、锌回收率86.60%、银回收率8.08%的锌精矿,铅锌分离效果较好,银在铅精矿和锌精矿中总回收率达到59.19%。  相似文献   

9.
某高硫铅锌矿石选矿试验   总被引:1,自引:0,他引:1  
肖婉琴 《金属矿山》2016,45(11):76-80
某高硫铅锌矿石中磁黄铁矿和黄铁矿含量大、铅锌嵌布关系复杂、嵌布粒度细等,以新药剂BK-509和BK-512抑制硫化铁矿物,采用磁选-铅锌依次优先浮选工艺进行了铅、锌、硫分离试验。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占90%的情况下,经1粗1精弱磁选、2粗2扫浮选选铅、铅粗精矿再磨至-0.043 mm占85%情况下4次精选、铅扫选尾矿1粗2扫选锌、锌粗精矿再磨至-0.043 mm占90%情况下4次精选,获得了铅品位为56.71%、回收率为76.85%的铅精矿,锌品位为45.98%、回收率为75.57%的锌精矿。试验的铅、锌精矿指标理想,可作为铅锌回收工艺流程设计的依据。  相似文献   

10.
氰化尾渣铅锌浮选试验研究   总被引:2,自引:1,他引:1  
针对某氰化尾渣进行了详细的浮选试验研究,以YO为活化调整剂,采用异步混选新工艺经两次粗选、两次扫选、三次精选的工艺流程,最终获得铅锌混合精矿(铅+锌)品位52.56%,铅回收率85.15%,锌回收率97.51%。新工艺已应用到工业中,取得了较好的经济效益。  相似文献   

11.
以四川某含低品位铅锌银的难选铅锌矿石为研究对象,进行了工艺流程和工艺技术条件研究。在探索实验中得出碳酸钠作调整剂比氧化钙作调整剂所得到的硫化铅粗选精矿铅的品位较高,复合抑制剂硫酸锌+亚硫酸钠对锌的抑制效果较好,而随捕收剂剂量的增大硫化铅粗选精矿中铅、锌和银的品位及回收率均有所增加。由于原矿中铅银的品位太低,对所选的铅锌矿采用铅锌银混选是合理的。在-0.074mm含量87.5%的磨矿细度下,含Pb为0.35%、Zn为5.88%、Ag为11.7μg/g的低品位铅锌银矿通过"一粗二精"开路浮选后,精矿锌品位达到46.12%、银品位达到60.7μg/g、铅品位仅为1.84%,精矿锌回收率为83.46%、银回收率为61.43%、铅回收率为59.09%。  相似文献   

12.
云南某难选氧化铅锌矿浮选试验研究   总被引:3,自引:2,他引:1  
对云南某难选氧化铅锌矿进行了浮选试验研究,采用先硫后氧、先铅后锌流程,并在氧化锌浮选作业采用加温及使用氧锌灵作辅助捕收剂的不脱泥流程,取得了较好的技术指标:锌总回收率83.26%,其中硫化锌精矿锌品位50.38%、锌回收率16.69%,氧化锌精矿锌品位22.29%、锌回收率66.57%;铅总回收率56.37%,其中硫化铅精矿铅品位50.86%、铅回收率30.61%,氧化铅精矿铅品位49.15%、铅回收率25.76%。  相似文献   

13.
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   

14.
针对宁南难选氧化硫化混合铅锌矿的特点,确定了先浮选硫化矿物后浮选氧化矿物的优先浮选全浮选工艺流程,在条件试验的基础上进行了小型闭路试验,可获得铅品位73.01%、铅回收率64.73%的硫化铅精矿;锌品位43.54%、锌回收率29.88%的硫化锌精矿;铅品位51.44%、铅回收率30.77%的氧化铅精矿;锌品位26.88%、锌回收率37.32%的氧化锌精矿,其中氧化锌矿物采用预先脱泥及中矿再脱泥的浮选工艺可以改善氧化锌选别效果,使流程更加通畅。   相似文献   

15.
红岭铜、铅、锌、铁多金属矿,铜、铅品位低,铅仅为0.04%。为综合回收各种有用矿物,进行了选矿工艺流程试验。多方案工艺流程试验比较后推荐铜铅混合浮选再分离-混尾选锌-锌浮选尾矿弱磁选的工艺流程。该流程很好兼顾了各种目的矿物的回收,取得较好的工艺指标,铜精矿品位23.52%、回收率71.27%,铅精矿品位45.77%、回收率59.78%,锌精矿品位54.05%、回收率93.65%,铁精矿品位66.09%、回收率33.50%。  相似文献   

16.
豫西某铅锌矿有用矿物共生关系密切、嵌布粒度较细, 采用铅锌等可浮、铅锌分离-硫化锌浮选-氧化铅浮选工艺, 成功实现了该矿的铅锌回收与分离, 并有效回收了氧化铅矿物, 最终获得了铅品位、回收率分别为58.95%、68.67%的铅精矿和锌品位、回收率分别为48.67%、66.06%的锌精矿。  相似文献   

17.
某铅锌矿原矿铅含量为1.26%,含锌6.53%,含硫30.38%。生产上采用“铅锌依次优先浮选-中矿顺序返回”工艺流程,生产指标为铅精矿铅品位50.69%,含锌12.61%,铅回收率75.53%,锌精矿锌品位48.77%,含铅1.59%,锌回收率73.91%。铅锌互含较高,锌精矿指标不理想。为了解决该问题,本文在了解现场生产工艺流程及矿石性质的基础上,针对该铅锌矿开展了详细的选矿工艺优化试验,通过对部分药剂制度进行优化,采用特效捕收剂BK-LY11,同时在锌浮选回路采用中矿再磨工艺,显著改善了铅锌互含情况,有效提高了铅锌选别指标,并成功应用于生产实践,优化后获得的铅、锌回收率分别提高了5.83、8.46个百分点。  相似文献   

18.
内蒙古某铅锌矿石除含铅、锌外,还含有银、少量的铜等伴生有价金属,其中原矿中含铜量为0.13%。为降低铅精矿的含铜量,产出合格铜精矿,综合提高铜铅利用价值,对铜铅混合浮选和铜铅分离工艺进行小型试验研究。研究结果表明,采用铜铅混合浮选—抑铅浮铜—混合浮选尾矿选锌流程可以较好的实现铜铅分离,铜铅混合浮选闭路试验获得铜铅混合精矿含铅品位42.65%、铅回收率72.45%,含铜品位3.64%,铜回收率75.23%。铜铅分离闭路试验获得铅精矿品位46.37%、铅回收率98.80%,铜精矿品位24.59%、铜回收率90.71%,为综合回收某铅锌矿中伴生低品位铜提供了技术依据。  相似文献   

19.
为了提高新疆某铜铅锌多金属矿铜铅锌浮选指标,通过浮选试验研究采用了新型药剂酯-8、B6,浮选闭路试验获得了铜品位为22.61%、铜回收率为50.19%的铜精矿,铅品位为52.57%、铅回收率为81.24%的铅精矿,锌品位为55.46%、锌回收率为91.40%的锌精矿,指标良好,比现有生产药剂方案指标铜、铅、锌回收率分别提高了4.63、1.77和1.34个百分点。  相似文献   

20.
广西某铅锌多金属矿石矿物种类较多,Pb、Sb、Zn、S、Ag品位分别为2.75%、2.33%、12.24%、28.27%、96.08 g/t,属高品位复杂难选锡伴生多金属硫化矿。为给该矿石选矿工艺流程确定提供依据,对其进行了浮选工艺研究。试验确定采用先选铅、选铅尾矿选锌的工艺流程。铅浮选采用组合抑制剂硫酸锌+亚硫酸钠抑制铁闪锌矿、硫酸为活化剂、LW-01为捕收剂,经1粗2精2扫浮选脆硫锑铅矿,选铅尾矿以组合抑制剂石灰+y-As抑制硫铁矿和毒砂、硫酸铜为活化剂、丁基黄药为捕收剂,经1粗2精2扫选锌,闭路试验可获得铅品位26.93%、锑品位23.35%、锌品位5.45%、银品位960 g/t、铅回收率87.91%、锑回收率87.82%、银回收率86.98%的铅锑精矿,锌精矿锌品位48.67%、锌回收率94.22%的指标。  相似文献   

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