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针对云南某铅锌选矿厂产出的硫精矿中铅锌品位高、铅精矿中铅品位低的问题,考查了目的矿物的解离情况,通过铅硫混合粗精矿再磨提高了目的矿物的单体解离度,优化了工艺流程。试验结果表明:在磨矿细度为-325目质量分数占70%时,采用铅硫混合粗精矿再磨、脱锌扫选尾矿返至锌作业的工艺流程,可得到铅品位为61.23%、铅回收率为85.68%的铅精矿,锌品位为49.65%、锌回收率为93.38%的锌精矿;与不再磨流程相比,铅精矿中铅的品位提高了2.05个百分点,回收率提高了1.75个百分点,锌精矿中锌的回收率提高了2.28个百分点,同时铅精矿中锌品位及硫精矿中铅、锌品位均有所降低。 相似文献
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对滇东某多金属氧化铅锌矿采用先铅后锌的工艺浮选,浮选流程均为两粗一精一扫.结果表明,矿石中有价元素为铅、锌、银,铅主要赋存于白铅矿和铅矾中,锌主要赋存于菱锌矿和异极矿中,银以伴生形式存在,目的矿物嵌布粒度较细.浮选所得铅精矿铅品位为61.45%,铅回收率为86.41%,银品位为451.58 g/t,银回收率为66.73%,含锌3.68%;锌精矿锌品位为42.32%,锌回收率为90.63%,含铅1.39%.两性捕收剂R_(144)对锌的捕收能力和选择性比十二胺、十八胺和二者混合胺更好. 相似文献
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对云南某含锡多金属硫化矿进行了工艺矿物学和选矿实验研究. 结果表明,矿石中铅锌品位低,铅、锌矿物相互交代、包裹,嵌布粒度不均匀,采用优先浮铅、再选锌的原则流程,利用铅矿物与锌、硫矿物间可浮性差异较大的特点,采用石灰、亚硫酸钠和硫酸锌抑制锌、硫,以乙基黄药为铅捕收剂优先浮选铅矿物,选铅尾矿用硫酸铜作活化剂活化闪锌矿选锌;锡矿物与黄铁矿、磁黄铁矿等矿物共生关系复杂,且嵌布粒度较细,选锌尾矿经脱硫浮选后采用重磁联合流程回收锡矿物. 通过闭路实验,得到含铅40.92%、银1610.53 g/t、铅回收率81.25%、银回收率77.03%的铅精矿,锌精矿含锌43.23%、回收率为85.92%,硫精矿含硫42.57%,作业回收率为87.65%,锡精矿含锡42.38%,作业回收率为59.29%. 相似文献
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云南高泥尾矿铅锌分离实验研究 总被引:1,自引:0,他引:1
针对云南高泥尾矿铅锌嵌布粒度细、泥化严重、性质相对复杂的技术难点,进行了铅锌分离实验研究,采用泥砂分级别浮选-重选联合工艺流程,有效分离了铅锌,实现了该复杂尾矿资源的综合回收利用。结果表明,该矿中铅含量为4.29wt%,锌含量为4.99wt%,铅主要以白铅矿和铅铁矾的形式存在,铅和铁相互交代形成不同的包裹形式,分离难度极大;锌主要以氧化锌的形式存在,氧化程度较深,锌氧化率达99%,且主要为难选的异极矿。最终通过闭路选矿流程,获得铅品位33.87%,回收率62.53%的铅精矿;铅精矿中银品位142.50 g/t,银回收率30.92%;获得锌品位15.21%、回收率47.82%的锌精矿。 相似文献
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《过程工程学报》2017,(3)
在对某复杂多金属矿进行矿石性质研究的基础上,对其进行浮选分离.结果表明,矿石中矿物种类繁多,嵌布关系复杂,可综合回收的元素为铅、锌,主要以方铅矿、闪锌矿形式存在.铅矿物嵌布粒度细,氧化率高,与锌矿物共生关系密切,分离困难.采用铅锌依次优先工艺流程,阶段磨矿阶段选别,石灰为矿浆p H值调整剂,D421为铅矿物捕收剂,组合药剂焦磷酸钠和柠檬酸钠为闪锌矿和硫矿物抑制剂,经1次粗选、3次精选和1次扫选获得铅精矿;硫酸铜为闪锌矿活化剂,丁基黄药为锌矿物捕收剂,经1次粗选、2次精选和1次扫选获得锌精矿.闭路实验所得铅精矿铅品位为60.34%,铅回收率达81.31%,含锌6.74%;锌精矿锌品位为47.86%,锌回收率达93.11%,含铅0.62%.组合抑制剂焦磷酸钠和柠檬酸钠对闪锌矿具有选择性协同抑制作用,二者质量比为1:1时抑制效果最佳. 相似文献
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针对某硫精矿含锌较高的特点,通过试验确定采用先磁后浮工艺流程进行硫锌分离,采用硫化钠和活性炭对硫精矿进行脱药,最终获得了锌品位为43.65%、锌回收率为76.25%的锌精矿和硫品位为35.97%、硫回收率为96.76%的硫精矿,实现了硫精矿中锌金属的综合回收。 相似文献
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由广西华锡集团股份有限公司研发的贫锡硫化矿HF-20型高效浮选机在车河选矿厂获得成功应用,并取得了较理想的选矿指标。车河选矿厂微细粒铅锑锌回收系统浮选作业采用贫锡硫化矿HF-20型高效浮选机代替原来的2.8 m3机械搅拌式浮选机,浮选铅锌混合精矿铅品位提高了0.12%,铅回收率提高了5.17%,锌品位提高了0.80%,锌回收率提高了4.18%,同时单位容积能耗降低了51.3%,取得了较好的技术经济指标。 相似文献
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《过程工程学报》2017,(4)
对国外某铜铅银钡多金属矿进行铜铅混合浮选、抑铅浮铜、浸出、重选等实验研究,最终确定采用铜铅混浮-精矿浸出-尾矿重选的选冶联合工艺流程,实现了铜、铅、银、钡资源的综合回收.结果表明,原矿含铜1.52%、铅7.84%和BaSO_4 29.91%,银品位为243.8 g/t,经混合浮选得混合精矿含铜8.09%、铅47.21%、银1389.4 g/t,回收率分别为85.50%,92.91%,87.93%;在室温(25℃)、浸出剂浓度0.6 mol/L、液固质量比4、浸出时间50 min的条件下浸出,获得了铜、铅、银浸出率分别为84.95%,5.56%,21.04%的浸出液和含铜1.54%、铅64.23%、银1 787.6 g/t的浸出渣.浮选尾矿经摇床重选后得BaSO_4品位为95.37%、回收率为35%的钡精矿. 相似文献
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由高铁低锌萃铟废水制备锌精矿和铁红 总被引:1,自引:0,他引:1
控制pH值,对高铁低锌萃铟废水加入硫精矿直接制备锌精矿和铁红进行了研究. 分析了反应机理,考察了不同硫化物对锌的回收效果,探讨了超声波辅助硫精矿制备锌精矿和高纯铁红的工艺条件,并利用SEM对锌精矿粒度和形貌进行表征. 在萃铟废水中含铁60.47 g/L、锌28.65 g/L时,在常温下调节pH值为2,加入-0.074 mm硫精矿,超声处理50 min的实验条件下,制得了含锌50.36%的锌精矿产品,锌回收率达95.29%,锌含量和回收率分别比未经超声处理提高了18.52%和23.67%. 制得的高纯铁红符合国家SJ/T10383-93标准一等品的要求,铁回收率为92%. 相似文献
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腾冲高泥氧化锌矿选矿实验研究 总被引:1,自引:0,他引:1
针对腾冲某氧化锌矿嵌布粒度细、含泥量高的技术难题进行了选矿实验研究. 结果表明,该矿中锌品位为6.65%、铁品位为12.31%,锌氧化率达92.83%,锌主要以异极矿形式存在,铁主要以磁铁矿形式存在. 经多个实验流程对比分析,采用预先洗矿(洗去小于37 mm粒级的颗粒)、沉砂磨矿后先磁选后浮选的流程,确定最佳磨矿细度为小于75 mm的颗粒达91.74%,弱磁选电流为4 A,粗选药剂用量为碳酸钠2 kg/t、六偏磷酸钠2 kg/t、硫化钠13 kg/t、KPR 2 kg/t. 采用闭路选矿流程,得到锌品位为27.89%、回收率75.26%的氧化锌精矿和铁品位为61.25%、回收率51.65%的铁精矿. 通过Zeta电位分析捕收剂KPR与异极矿的作用机理. 相似文献
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针对车河选矿厂原矿中铁丝、铁块等杂物多、枱浮摇床及+74摇床精矿锡品位较低且铁含量高、细粒级锡石全浮选流程回收率低且药剂消耗量大、锌硫分离尾矿未得到综合利用的问题,开展了原矿除铁试验研究、枱浮摇床给矿及精矿磁选试验研究、+74摇床精矿磁选试验研究、30米脱硫浮选给矿及一次浮锡精矿磁选试验研究、锌硫分离尾矿磁选试验研究等一系列研究,并在生产中得到应用,最终磁出原矿中铁质杂物50 kg/班,减少了流程堵塞及设备磨损;枱浮摇床精矿铁含量由17.1%降至13.2%;+74摇床精矿锡品位由42.5%提高至47.1%、铁含量由23.9%降至11.6%;细粒级锡石回收率提高1.01个三分点;锌硫分离尾矿得到综合回收利用。本次研究效果显著。 相似文献