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相似文献
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1.
针对内蒙古某低品位高氧化率混合锌矿的特点,采用先硫化锌浮选-后氧化锌浮选工艺进行了试验研究,其中氧化锌浮选采用硫化-胺法工艺。结果表明,在不脱泥,磨矿细度-0.074 mm 75%,经硫化矿优先浮选,获得硫化矿锌精矿品位59.89%,锌回收率32.92%;氧化矿硫化胺法浮选获得锌精矿品位32.40%,锌回收率28.01%,有效实现了低品位氧化锌矿的浮选。  相似文献   

2.
我厂硫化矿车间处理锡——铜多金属复杂硫化矿,矿石分为粗粒结晶致密块状,细粒结晶致密块状、浸染状三种类型,并不同程度混合有部分断层氧化矿,当前,硫化矿与断层氧化矿不能分采分运,也无一定搭配比例,给选矿代来一定困难。选矿的生产工艺流程是:原矿经破碎后入一段磨矿机磨到-0.25mm,由单螺旋分级机闭路,分级溢流进混合浮选,浮选尾矿进行硫化物再选所得槽中产物进入摇床重选。混合浮选精矿再磨到-200目占90%以上进入除锡浮选,除锡精矿进入铜——硫分离,分别得到铜精矿与硫精矿,除锡尾矿重选。  相似文献   

3.
以标准的回收硫化矿的浮选流程制度和处理铅锌矿床地表氧化矿,将有大量铅和锌损失于尾矿中。铅锌矿床地表氧化矿半工业试验表明,其合理的工艺流程是由铅锌硫化物混合浮选,随后铅的氧化矿浮选,硫化物混合精矿选择浮选以及在单独回路中进行铅氧化物精矿精选等回路组成(见流程图)。  相似文献   

4.
根据某地富银多金属硫化矿连体共生、互相嵌布的特点采用浮选混合精矿的方法提高了浮选的金属收率。在热力学分析的基础上进行了多金属硫化精矿的焙烧和浸出试验,提出了富银多金属硫化矿的分离流程。可在现有湿法炼锌的装置上直接处理多金属硫化精矿而生产锌,同时分离出铜、铅、银。得到较高的金属总收率  相似文献   

5.
回收某难选氧化铅锌矿石中的铅和锌,原矿中铅的品位3.97%,锌的品位3.37%,铅的氧化率为50%左右,锌的氧化率占10%左右。试验采用先硫化铅锌矿浮选,抑锌优先浮铅—锌浮选—氧化铅硫化浮选,试验通过药剂种类用量对比试验,得到最佳药剂制度,最后得到铅品位45.32%,回收率为44.86%的硫化铅精矿;铅品位50.37%,回收率为45.64%的氧化铅精矿,铅综合回收率90.5%;锌品位50.19%,回收率为81.23%的锌精矿,三个产品均获得了较好的指标。  相似文献   

6.
西藏查孜铅锌矿选矿工艺流程试验研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
彭贵熊 《甘肃冶金》2007,29(4):36-37,39
根据原矿工艺矿物学和原矿性质研究结果,针对该铅锌矿石氧化率较高,属硫化-氧化过渡带混合矿石,含泥较高、可溶性盐高,铅锌嵌布比较密切;锌矿物含铁高,且含有较难浮选的异极矿,锌精矿品位较难提高等特点,进行了大量的选矿流程和药剂探索试验,最终确定采用优先浮选铅,再选锌的原则流程。通过对该铅锌矿的浮选工艺流程试验研究,得出处理该矿石合理的工艺流程及药剂制度。  相似文献   

7.
我厂硫化矿车间的原矿来自松树脚锡矿,属于锡石多金属硫化矿、主要目的矿物是锡石,并综合回收铜、锌、钨、铋、硫、萤石等有价矿物.生产采用浮-重原则工艺流程,浮选采用混合-优先浮选流程,获得铜精矿品位9~11%、回收率77~80%;硫精矿品位32%、回收率78%的选别效果.铜、硫精矿的产值为该车间生产总值的30%左右.本文仅就该类矿石铜的选矿实践,谈  相似文献   

8.
大体上来說,現代的銅冶金是以处理硫化物的金屬矿(硫化矿或硫化精矿)为基础的,因为在自然界的矿藏中,差不多有80%是屬于硫化矿物,其他的20%是屬于氧化矿或自然銅矿。熔煉硫化矿或硫化精矿的基本原理,便是在熔煉过程中获得兩层基本上互不混杂的液体产品——冰銅和爐渣。由于在原矿中的含銅量比较低,所以熔炼时所产  相似文献   

9.
重点介绍铜铅锌硫化矿的浮选原则流程、铜铅分离药剂制度及存在问题,阐述针对铜铅锌多金属硫化矿铜铅无毒分离的技术关键,以此为指导思想,对原矿含铜0.20%,含铅0.67%及含锌2.32%的云南某低品位难选铜铅锌多金属矿,采用铜铅混选-尾矿选锌的原则流程进行验证试验,可获得铜精矿含铜31.49%,铜回收率72.99%;铅精矿含铅61.66%,铅回收率86.32%;锌精矿含锌45.80%,锌回收率87.17%的技术指标。  相似文献   

10.
柿竹园多金属矿原矿中硫含量在1%左右,目前采用磁选选铁—浮硫—浮钨—浮萤石工艺,硫化矿全浮段没浮起的硫在目前的浮钨工艺中会在得到的黑白钨混合精矿中大量富集,含量有时可高达6%,影响黑白钨混合精矿质量.为把柿竹园黑白钨混合精矿中硫含量控制在2.5%以下提高产品质量,进行了硫化矿全浮段工艺优化试验.通过试验可知最佳粗选条件...  相似文献   

11.
郑晔 《黄金》2009,30(6):37-41
对内蒙古某矿含锌金银矿石进行了选矿试验。根据矿石性质,采用原矿氰化-浸渣浮锌流程,可实现就地产金、银,浸出率分别为78.89%、63.77%,浸渣浮锌,锌的回收率为84.64%,锌精矿品位43.25%;采用原矿混合浮选-精矿氰化-浸渣浮锌流程,同样可实现就地产金、银,浸出率分别为81.14%、56.44%,精矿浸渣浮锌,锌的回收率为74.55%,锌精矿品位为50.17%。  相似文献   

12.
《黄金》2015,(9)
新疆某铜铅锌矿属于难选低品位多金属硫化矿,原矿铜品位0.15%、铅品位3.52%、锌品位1.24%。针对该矿石性质,试验采用铜铅混合浮选—铜铅分离—铜铅尾矿选锌—锌尾矿再磁选铁的浮选流程,可获得铜品位22.30%、铜回收率68.63%的铜精矿,铅品位58.67%、铅回收率86.83%的铅精矿,锌品位42.85%、锌回收率65.32%的锌精矿,及品位67.0%的铁精矿,全铁回收率62.97%(对磁性铁的回收率为97.52%),闭路产品全部达到国家质量标准要求。  相似文献   

13.
云南某高硫高锌复杂多金属硫化矿含锌19%,含硫量高达29%,矿物的嵌布粒度不均匀,有用矿物的组成较为复杂。为了获得该矿的高效选矿工艺,故进行了选矿试验研究。经过初步探索研究,采用铅硫混选-混选精矿分离-铅硫混选尾矿再选锌的工艺流程。在原矿磨矿细度为70%-0.074 mm的情况下,通过两次粗选两次扫选两次精选和脱锌扫选,可获得含铅15.56%,含锌3.20%的铅硫混合精矿。铅硫混合精矿采用一次粗选两次扫选两次精选的流程,可获得含铅61.13%,含锌5.36%的铅精矿。铅硫浮选尾矿采用两次粗选两次扫选的工艺流程,可获得含铅0.64%,含锌52.67%的锌精矿。  相似文献   

14.
诠释 《有色设备》2011,(4):29-29
中冶葫芦岛有色金属集团有限公司一项科研课题攻关项目获得重大突破,取消锌精矿、铅精矿,仅使用混合矿和中间氧化物料进行配料的生产模式正式应用到铅锌冶炼厂系统生产中。此举将改变ISP生产工艺原采用锌精矿配烧混合矿加中间物料的生产模式,每年可为公司降低锌精矿采购成本上千万元。  相似文献   

15.
我局长坡选厂处理的锡石——多金属硫化矿中,含有大量黄铁矿。矿石经重——浮——重联合流程,回收主要金属锡石外,并对铅、锑、锌、硫进行综合回收。其中以硫砷混合精矿产率最大(占原矿8.8%),含硫品位一般为35~40%,含砷达3~5%以上。由于含砷高,给制酸工业带来困难,因而硫精矿销售不出去,造成很大浪费。  相似文献   

16.
西藏某铅锌矿有两种不同的氧化率,配矿后原矿品位Pb4.9%、Zn6.2%左右,铅氧化率17.3%、锌氧化率9.5%。现场原有的浮选工艺条件下,铅的回收率为79.73%,铅精矿品位为56.81%。根据对原矿性质的分析,制定一套合理的浮选流程及药剂制度,使铅的回收率能够达到83.54%,铅精矿得品位为57.11%。  相似文献   

17.
大姚铜矿属于国家“四、五”计划的重点建设项目之一,分为氧化矿和硫化矿两大系统。氧化矿选厂于1975年9月建成,1976年5月1日正式投厂。原设计流程为三段碎矿,二段磨矿。用浮选柱三次选别,粗选柱直接产精矿的流程。当原矿铜品位为1%时产出含铜13%的精矿,实收率可达到78%的指标。但几年的生产实践,均未达到设计指标,实收率相差10%左右。经多次生产考查认为,主要是粗选柱直接产精矿效率太低。为了解决这个问  相似文献   

18.
三、硫化钠及其合剂 1.硫化钠的浮选特性硫化钠在浮选生产实践中的作用是多方面的:硫化矿的抑制剂,有色金属氧化矿的硫化剂(潘化剂),矿浆pH值调节剂,硫化矿混合精矿的脱药剂等。硫化钠在水中按一F式解离: Na:S+ZHZO=ZNa++20H一  相似文献   

19.
牟定铜矿设计为采选能力1500吨/日的中型矿山.选矿生产流程为阶段磨矿、阶段选别,即原矿经一段磨机磨至-0.074m/m占50%左右进入粗选,粗Ⅰ尾矿经第二段磨磨至-0.074m/m占80%时进行第二次粗选,粗Ⅱ尾矿再进行两次扫选,抛去最终尾矿,粗Ⅱ泡沫单独精选一次后再与粗Ⅰ泡沫合并精选两次得最终精矿.1973年至1975年单独处理郝家河中部矿段的硫化矿,平均选别指标为:原矿品位1%、实收率95.57%、精矿品位21.67%.从1976年开始,将郝家河中部硫化矿与清水河氧化矿、蟠猫氧化  相似文献   

20.
将河南某金矿的不同给矿即氧化矿、硫化矿、半氧化矿按1:1:1的比例配成混合矿,混合矿通过0.2mm粒级开展泥砂分选试验获得精矿金品位199.27g/t、金回收率76.07%,尾矿金品位0.46g/t、金损失率23.93%,对比混合矿的现场工艺验证试验结果,混合矿泥砂分选试验获得精矿的金品位提高将近1.5倍,金回收率提高了7%~8%。  相似文献   

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