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甘肃某尾矿含铅、锌、硫,铅、锌氧化率高,生产流程采用混合—优先浮选流程回收硫化铅、锌、硫,但只能生产出低品位锌精矿外销。针对生产流程中存在的问题进行了工艺改造,采用重—浮联合混选,混选精矿磨矿脱泥后精选,混合精矿分离铅、锌、硫的工艺,用硫化—黄药法回收氧化铅锌、硫化铅锌。获得了铅品位40%、回收率43%的铅精矿;锌品位45%、回收率62.5%的锌精矿;硫品位35.3%、回收率60%的硫精矿。 相似文献
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某铜铅锌多金属硫化矿电位调控浮选试验研究 总被引:18,自引:5,他引:13
某铜铅锌多金属硫化矿铜铅矿物嵌布粒度微细,分离难度大,锌矿物以铁闪锌矿为主,现场仅生产铅精矿和锌精矿且选别指标差。为此,针对矿石性质,采用铜铅混浮-铜铅分离-混浮尾矿抑硫浮锌电位调控浮选工艺,通过控制矿浆电位,混浮粗精矿再磨,选择高效捕收剂、活化剂、抑制剂等措施,使铜铅矿物与锌硫矿物、铜矿物与铅矿物、铁闪锌矿与磁黄铁矿得到了较好的分选。闭路试验获得含铜18.13%、铜回收率55.41%的铜精矿,含铅50.20%、铅回收率83.29%的铅精矿和含锌49.75%、锌回收率86.17%的锌精矿,与现场相比,不仅回收了铜矿物,而且铅、锌精矿质量与回收率都得到了大幅度提高。 相似文献
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西藏某铜铅锌多金属硫化矿石选矿试验 总被引:3,自引:1,他引:2
西藏某铜铅锌多金属硫化矿所处环境特殊,水源缺乏,对矿山开发形成制约。在详细的条件试验基础上,按铜铅混浮-混浮精矿铜铅分离-混浮尾矿浮锌工艺流程,分别采用清水和回水对该矿矿石进行闭路浮选试验,结果表明:采用回水时,所获铜精矿铜品位和铜回收率分别为26.44%和89.67%,铅精矿铅品位和铅回收率分别为62.13%和84.15%,锌精矿锌品位和锌回收率分别为47.03%和73.16%,与采用清水时所获精矿指标差别不大,并且废水回用率可达85%。该结果为解决现场水源缺乏的难题提供了技术依据。 相似文献
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某铅锌多金属矿选矿工艺研究 总被引:6,自引:5,他引:1
对含铅4.5%、锌15%~18%、铅氧化率小于8%、锌氧化率小于5%的铅锌矿,在工艺矿物学研究基础上,经过多方案对比及大量试验研究,采用铅硫混选—混选精矿再磨后铅硫分离—混选尾矿选锌—选锌尾矿丢弃的原则流程,获得了铅精矿品位58.74%、铅回收率87.34%,锌精矿品位56.99%、锌回收率91.83%的选矿指标,并较好地回收了其它有价金属。提供的工艺流程已作为扩建2000t/d规模选矿厂的设计依据。 相似文献
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对某黝铜矿型铜铅锌多金属矿进行了选矿试验研究。结合矿石性质及一系列探索试验研究结果,最终采用铜铅混浮-混浮精矿再磨-铜铅分离-混浮尾矿浮锌-锌尾矿浮硫的工艺回收该矿中的铜、铅、锌和硫,闭路试验获得了铜精矿铜品位18.25%、铜回收率73.88%,铅精矿铅品位59.91%、铅回收率82.06%,锌精矿锌品位50.15%、锌回收率91.82%,硫精矿硫品位49.96%、硫回收率74.14%。通过所确定的工艺流程与药剂制度对选矿工艺进行了改造,改造后铜精矿品位提高6.51个百分点,铜回收率提高8.68个百分点,铅、锌回收率分别提高6.59和2.36个百分点。 相似文献
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乔吉波 《有色金属(选矿部分)》2012,(3):4-7
针对某复杂难选铜铅锌多金属矿样采用先选硫化矿后选氧化矿的原则流程,确定了"铜铅混浮—铜铅分离—再浮锌—选氧化铅"的浮选工艺,小型闭路试验可以获得含铜19.51%、铜回收率66.72%的铜精矿,含铅59.39%、铅回收率54.48%的硫化铅精矿,含锌40.98%、锌回收率64.29%的锌精矿,含铅44.78%、铅回收率21.22%的氧化铅精矿,实现了有价矿物铜铅锌矿的有效分离目标。 相似文献
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宏源氧化铅锌矿含铅10.5%,锌31.2%,铅锌氧化率均高于95%,采用硫化-黄药浮铅和硫化-胺法浮锌,锌精选采用反浮选,获得铅精矿含Pb71.2%、含Zn 4.65%、铅回收率81.5%;锌精矿含Zn 45.4%、含Pb 0.98%、锌回收率75.2%的良好指标. 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
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氧化铅矿石硫化浮选工艺研究 总被引:3,自引:0,他引:3
罗进 《有色金属(选矿部分)》2009,(5):8-10
针对某铅锌矿处理的高氧化率复杂铅锌矿石中的氧化铅矿石,进行了硫化浮选工艺的研究。浮选采用Na2S作为氧化铅的硫化药剂。研究结果表明,采用硫化浮选技术获得的铅精矿品位达到46.02%、铅回收率达到81.16%,实现了氧化铅矿物的高效回收。 相似文献
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某铅锌矿含铅1.68%、锌11.50%、碳3.68%,属含碳铅锌硫化矿石。矿石中金属矿物主要是闪锌矿、方铅矿、黄铁矿和磁黄铁矿,脉石矿物以石英、正长石和白云母为主。矿石中的碳主要以游离碳和有机碳的形式存在,如何消除碳对铅锌浮选过程的影响已成为该资源开发利用的关键。根据该矿石性质,采用高效脱碳剂BK208实现了预先脱碳的目的,减少了碳对后续铅锌浮选的影响。通过“预先脱碳-铅锌顺序优先浮选-铅锌粗精矿再磨精选”的工艺流程,成功实现了铅锌的高效回收,闭路试验获得了铅品位59.65%、锌品位6.85%、铅回收率78.59%的铅精矿,以及锌品位48.69%、铅品位0.81%、锌回收率89.28%的锌精矿,取得了良好的浮选指标。在含碳铅锌硫化矿选矿过程中,消除碳质脉石对铅锌回收的不利影响,对提高选矿指标具有重要的意义。 相似文献
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湖南某重晶石矿与石英、萤石和铅锌矿等伴生,为综合开发利用该矿产资源,对其进行选矿试验研究。矿石中含0.98%的铅锌矿,具有一定回收价值,试验采用硫酸铜、乙基钠黄药优先回收铅锌混合粗精矿,浮选铅锌尾矿则采用水玻璃作石英等脉石矿物抑制剂,十二烷基硫酸钠为捕收剂浮出重晶石精矿。通过混浮铅锌、一粗、一扫和五精重晶石浮选闭路流程,获得了铅锌品位35.49%、产率2.54%的铅锌混合粗精矿,BaSO4品位92.15%、BaSO4回收率94.33%、比重4.3g/cm3的重晶石精矿,以及BaSO4品位仅5.07%的重晶石尾矿,实现了重晶石、铅锌矿与石英等脉石矿物的有效分离。铅锌混合粗精矿可进一步浮选获得合格的铅精矿与锌精矿。 相似文献
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对青海某硫氧混合铅锌矿进行了工艺流程及药剂制度试验研究。根据矿石特点,采用先浮铅后浮锌的优先浮选工艺进行试验,选锌工艺采用同时捕收硫化锌矿物和氧化锌矿物的新型捕收剂TY,最终获得了铅精矿铅品位66.39%、回收率97.13%、锌含量0.54%,锌精矿锌品位53.11%、回收率89.23%、铅含量0.65%的浮选指标。该研究为混合铅锌矿的浮选分离提供了一定的借鉴参考意义。 相似文献
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针对某铅锌矿石的铅、锌矿物嵌布粒度细,铅、锌、硫矿物紧密共生的特点,进行了小型浮选试验.结果表明:采用高效选择性捕收剂GY-103选铅,38号黄药选锌,铅锌依次优先浮选-粗精矿再磨精选的浮选工艺流程,在原矿品位为Pb 1.93%和Zn 3.95N时.获得品位53.06%、回收率75.30%的铅精矿和品位47.42%、回... 相似文献