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相似文献
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1.
为了提高选矿厂的浮选效率,获得较好的铅锌浮选指标,对选矿工艺流程进行考察,分别研究了矿浆pH、回水、原矿品位对铅锌浮选指标的影响。结果表明,矿浆pH值对铅浮选指标影响较小,矿浆pH过高抑制锌的浮选,铅锌粗选矿浆pH值为11左右时,铅锌浮选品位与回收率均最高;原矿铅锌品位增大铅锌精矿品位与回收率均显著增大,尾矿铅锌品位基本不变;在磨矿全采用回水时造成铅浮选泡沫发粘,分选效果差,铅浮选回收率下降,铅锌浮选中矿量大,使得浮选操作难控制;经分析铅锌浮选尾矿中多为连生体,需细磨铅锌才充分单体解离。  相似文献   

2.
某铅锌矿含铅1.15%,含锌2.26%,铅锌氧化率均小于8%。针对原铅浮选过程中回水回用导致的铅锌分离难题,采用铅锌等可浮流程,使部分可浮性好的锌矿物与铅矿物同步浮选;在铅精选作业,采取强化抑制措施分离铅锌,获得铅精矿和铅精选尾矿,铅精选尾矿与铅尾矿合并进入锌浮选。试验结果表明:①直接使用回水的条件下,闭路试验取得了与自来水浮选相近的铅精矿指标,铅精矿含铅56.98%、含锌3.85%,铅回收率87.20%。②铅锌等可浮工艺在选厂工业应用,取得了良好的分选指标,铅精矿含铅65.90%、含锌5.04%,铅回收率86.48%;相比原生产指标,铅精矿品位提高了8.43个百分点,含锌降低1.26个百分点,铅回收率提高2.12个百分点。研究成果实现了工业应用,基本消除了回水对铅锌分离的不利影响,具有较强的推广及示范意义。  相似文献   

3.
含碳难选低品位铅锌硫化矿铅锌分离试验研究   总被引:6,自引:2,他引:4  
内蒙古某铅锌矿含碳高、铅锌品位低,碳对铅锌浮选分离影响大。通过加入少量石灰调节矿浆pH值,改变泡沫性质,从而达到利用松醇油脱碳的目的,减少了碳在铅锌选别过程的累积;铅精选作业添加少量铁铬盐木质素,抑碳浮铅;选锌作业以CuSO4和丁基黄药作锌矿物的活化剂和捕收剂。试验结果表明,在原矿含铅0.72%、锌2.72%、碳6.26%的条件下,获得铅品位47.20%、回收率66.89%的铅精矿,锌品位48.90%、回收率79.25%锌精矿,实现了碳铅锌的分离。  相似文献   

4.
莫振军 《矿冶》2022,(6):41-46
多宝山铜矿是我国大型低品位铜钼矿山,为了进一步降低浮选尾矿品位、提高金属回收率设计了尾矿再选试验。实际生产中扫选矿浆pH值对比入浮矿浆下降0.3。为了提高尾矿再选的回收率,在尾矿再选过程中添加石灰,提高尾矿再选的矿浆pH值。以扫选最终尾矿为研究对象,通过添加石灰调节矿浆pH值,试验结果表明,当黄药用量20 g/t,尾矿再选矿浆pH值为10时,回收率取得最佳结果。只以丁基黄药作为捕收剂、pH值为10的条件下精矿品位对比入浮原样品位下降0.024个百分点。根据试验结果在生产现场扫三添加石灰,随着石灰用量的增加,矿浆pH值逐渐升高至入浮矿浆pH值,继续增加石灰用量,泡沫层厚度增加明显,流动性变差,尾矿指标变差。根据实际生产情况,当调整扫选pH值与入浮矿浆pH值基本保持一致时,扫选精矿产率对比未添加石灰提高0.95个百分点,扫三回收率提高3.02个百分点,最终尾矿品位降低0.002个百分点。试验结果与生产实践表明,提高扫选过程矿浆pH值有利于金属回收率的增加。  相似文献   

5.
广东大尖山某铅锌多金属矿石铅品位为2.10%、锌品位为3.805%、银含量为35.85 g/t。矿石铅、锌均主要是以硫化矿的形式存在,硫化铅和硫化锌分别占总铅和总锌的95.71%和95.84%。为给该矿石开发利用提供依据,进行了选矿工艺试验。结果表明:矿石磨细至-74 μm占80%,以CaO为矿浆pH调整剂、硫酸锌为抑制剂、丁胺黑药+丁黄药为捕收剂,经1粗3精4扫铅浮选,铅浮选尾矿以CaO为矿浆pH调整剂、CuSO4为活化剂、丁黄药为捕收剂,经1粗3精4扫锌浮选,获得了铅精矿铅品位60.29%、铅回收率92.02%、含银826.13 g/t、银回收率72.75%、含锌3.64%,锌精矿锌品位48.32%、锌回收率92.30%、含铅0.95%的指标。  相似文献   

6.
针对云南某难选铅锌矿,原采用的选矿流程为“铅优先浮选—锌硫混浮—锌硫分离”高碱工艺,铅精矿、锌精矿品位及回收率不高,导致资源浪费,为提高生产指标,在探索试验的基础上确定了铅锌顺序优先浮选低碱清洁新工艺,试验主要考察了磨矿细度、矿浆pH值、浮选抑制剂及捕收剂等因素对选别指标的影响,并确定了最佳的药剂制度。在最佳条件试验基础上,采用铅锌顺序优先浮选清洁工艺,对Pb品位3.62%、Zn品位4.04%、含Ag 19.04 g/t的原矿进行选别,最终获得了Pb品位65.70%、含Zn 2.36%、含Ag 150 g/t, Pb回收率92.93%、Ag回收率40.31%的铅精矿和Zn品位53.89%、含Pb 1.46%、含Ag 115 g/t, Zn回收率为88.71%的锌精矿,较原高碱工艺流程Pb品位提高18.36个百分点、回收率提高5.46个百分点、Zn品位提高9.66个百分点、锌回收率提高4.65个百分点的良好指标。  相似文献   

7.
某低品位铜铅锌多金属硫化矿的原矿品位分别为Cu 0.47%、Pb 1.236%和Zn 0.891%。矿石中铜铅锌有用矿物的嵌布粒度较细且共生关系较复杂。试验着重探讨了磨矿细度、浮选捕收剂和调整剂的优化,在解决矿物有效解离的前提下,提高铜铅锌浮选分离的选择性。当原矿磨矿细度为-0.074mm占80%时,采用乙硫氮作捕收剂,石灰、硫酸锌和亚硫酸钠作调整剂,粗选获得的铜铅混合粗精矿再磨至-0.043mm占81.31%后,经两次精选获得铜铅混合精矿。铜铅混合精矿采用活性炭脱药,亚硫酸钠和CMC组合抑铅,Z200浮选铜,实现了铜铅分离。铜铅混合浮选尾矿,采用硫酸铜活化,丁基黄药作捕收剂,浮选获得锌精矿。最终浮选指标为:铜精矿的铜品位27.26%,铜回收率80.62%;铅精矿的铅品位59.35%,铅回收率85.20%;锌精矿的锌品位41.14%,锌回收率为82.74%。为该低品位铜铅锌多金属硫化矿资源的开发利用提供了可行的技术方案。  相似文献   

8.
探索研究了锌浮选作业浓度对选锌回收率的影响,试验结果表明,提高锌循环浮选作业浓度对提高锌的回收率是有利的。针对浮铅尾矿矿浆样,将铅尾矿浆样浓缩至浓度为45.16%,锌回收率可达96.46%;而当铅尾矿浆浓度为32.07%时,锌回收率仅为91.57%,锌精矿中锌的回收率增加了4.92%。针对原矿综合样,在铅尾矿浆不浓缩情况下,锌回收率为90.07%;而若将铅尾矿浓缩至浓度为45%左右,锌回收率为91.39%,锌精矿中锌的回收率增加了1.32%。  相似文献   

9.
对某地区难选磁黄铁矿型铅锌硫化矿开展了铅、锌综合回收工艺试验研究。以新型酯类铅矿物捕收剂ZQ-11与25#黑药组合作铅捕收剂浮选铅矿物,铅浮选尾矿进行磁选脱硫,脱硫尾矿以丁基黄药作捕收剂浮选锌矿物,在原矿铅品位1.84%、锌品位4.53%情况下,闭路试验获得了铅品位62.57%、含锌3.30%、铅回收率89.49%的铅精矿和锌品位43.37%、含铅1.01%、锌回收率85.79%的锌精矿,实现了难选磁黄铁矿型铅锌硫化矿的有效回收。  相似文献   

10.
根据豫西某低品位铅锌银多金属矿的工艺矿物学特性,进行了浮选试验研究。矿石中主要金属硫化矿物为方铅矿、闪锌矿品位较低、相对嵌布粒度较粗,确定采用优先浮选工艺流程。粗选磨矿细度-0.074mm40%时,CaO作矿浆pH值调整剂直接加入磨机中,控制pH值在高碱条件下(pH=12.5),乙硫氮作为铅捕收剂,以Z-200作为锌捕收剂,同时在该浮选条件下使有价金属银尽可能的富集于铅精矿中,使其得到综合回收。获得的闭路试验指标为:铅精矿品位为60.35%,回收率85.28%,银品位928g/t,银回收率78.19%;锌精矿品位为50.16%,回收率70.86%。试验指标良好,选矿产品互含低。  相似文献   

11.
内蒙古某铅锌矿石由于铅锌品位低、锌主要以铁闪锌矿形式存在、铅锌矿物嵌布粒度细且与其他矿物共生密切、含有较多与铁闪锌矿可选性相近的磁黄铁矿而难选。根据矿石性质,采用优先浮铅-铅尾矿弱磁选分离磁黄铁矿-弱磁选尾矿浮锌-锌尾矿浮黄铁矿工艺流程处理该矿石,闭路试验获得了铅品位为42.27%、铅回收率为71.46%的铅精矿,锌品位为44.11%、锌回收率为70.93%的锌精矿及硫品位为34.89%、硫回收率为85.66%的综合硫精矿,从而为该矿石的合理开发利用提供了依据。  相似文献   

12.
温凯  陈建华 《金属矿山》2019,48(4):71-75
云南某含金银硫化铅锌矿石铅品位为0.77%,锌品位为2.13%,并且伴生大量金、银等贵金属,金、银的嵌布粒度微细。为给该矿石开发利用提供依据,采用优先浮选硫化铅,选铅尾矿再选锌的优先浮选流程进行试验。结果表明:在磨矿细度为-0.074 mm占81.33%,以碳酸钠为pH调整剂,以硫酸锌+焦亚硫酸钠为抑制剂,以乙硫氮+3418A为捕收剂,经过2粗3精1扫选铅,选铅尾矿以硫酸铜+氯化铵为活化剂,以丁基黄药为捕收剂,经1粗2精1扫流程选锌,获得了铅精矿铅品位50.36%、金品位28.79 g/t、银品位965.47 g/t、铅回收率82.41%、金回收率77.18%、银回收率78.69%,锌精矿锌品位41.21%、锌回收率87.45%的指标,实现了矿石中有用金属的高效回收。  相似文献   

13.
某难选高硫低品位硫化铅锌矿石,主要有价元素Pb、Zn、Fe和S含量分别为2.45%、2.76%、26.76%和30.63%,主要赋存矿物分别是方铅矿、铁闪锌矿和黄铁矿,含量分别为2.97%、4.76%和54.65%;矿石中方铅矿和铁闪锌矿含量较低,而黄铁矿含量超过55%,有用矿物含量差异极大;有用矿物间关系密切,存在相互共生和相互包裹,属于难选硫化铅锌矿石。为确定合理工艺流程,进行了全优先浮选、铅硫部分混合浮选及等可浮选等方案的对比试验研究。结果表明,全优先浮选得到的铅精矿Pb品位和锌精矿Zn品位均很低,通过该流程很难得到合格的铅精矿和锌精矿,主要原因为大量黄铁矿难以有效抑制,同时添加大量石灰调整pH对矿浆环境产生不利影响;铅硫部分混合浮选得到的铅精矿Pb品位偏低,但Zn回收率偏低,造成该问题主要原因为部分铁闪锌矿与黄铁矿存在连生未解离,同时大量铅硫混合精矿经再磨后黄铁矿难抑制;而等可浮选即铅硫等可浮+铅硫分离—锌硫等可浮+锌硫分离工艺流程可得到铅精矿Pb品位60.41%、Pb回收率82.38%,锌精矿Zn品位48.75%、Zn回收率81.59%的良好指标,该流程对大量黄铁矿进行了分段...  相似文献   

14.
新疆某氧化铅锌矿,原矿含铅0.14%,含锌2.00%,铅氧化率37.86%,锌氧化率为35.42%,矿石铅锌含量低、氧化率较高,属低品位氧化铅锌矿。采用洗矿脱泥的浮选工艺方案,获得铅品位为43.18%、铅回收率为25.04%的铅精矿,锌品位为42.99%、锌回收率为90.3%的氧化锌精矿,实现铅锌资源的有效回收。  相似文献   

15.
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   

16.
鉴于国家环保政策的调整,环保部等三部委已将“采用氰化物进行选矿过程中产生的氰化尾渣”定为危险废物,而即将执行的新环保税法将对危险废物征收1000元/吨的环境保护税,氰化废物的经济消解是未来氰化厂主要研究课题和发展方向。山东某氰化尾渣中含有一定品位的铅、锌、铜,该氰化尾渣不进行回收处理,不仅会造成资源的浪费,也会对环境造成污染。如果对这部分多金属进行回收,会产生良好的经济效益。从氰化尾渣中回收有价金属元素不同于从原矿中回收有价金属元素,回收其中的有价元素较困难。为解决此问题,根据该氰化尾渣的性质,采取代表性的尾渣矿样,拟采取确定合理的选矿工艺回收尾矿中的有价金属,采用先浮铅锌再浮硫的优先浮选工艺流程试验,该试验流程能够取得较好的有价金属元素回收效果。结果表明,在原矿含铅2.62%,含锌0.98%,含铜0.19%的条件下,采用一粗两精两扫的浮选工艺流程选择铅锌,一粗两精两扫选选硫流程,处理改氰化尾渣,获得了含铅品位19.77%,回收率21.50,锌品位19.69%,回收率71.07%,铜含量1.43%的铅锌精矿,硫品位45.27%,回收率35.92%的硫精矿。新工艺流程工艺指标更优、药剂成本更低、工艺更简洁,不仅铅锌精矿中铅、锌均得到有效的回收,其中伴生硫的指标也得到了改善,为氰化尾渣中铅锌铜硫的回收提供了方案。  相似文献   

17.
提高某复杂铅锌矿伴生银选矿指标新工艺研究   总被引:3,自引:0,他引:3  
为提高某复杂铅锌矿伴生银选矿指标, 以CaCl2+LY-05组合药剂作为黄铁矿的抑制剂, ZnSO4作为锌矿物的抑制剂, 乙硫氮+丁铵黑药作为铅矿物的捕收剂, 在较低的矿浆pH值条件下采用抑锌浮铅优先浮选流程来实现铅锌分离并尽可能回收其中的银矿物。试验结果表明, 采用新工艺可使铅精矿产品中铅品位达到65.15%、回收率为60.29%, 银品位达到3 200 g/t、回收率为44.09%, 与原工艺相比, 铅回收率提高了3.26%, 银回收率提高了31.98%; 锌精矿产品中锌品位达到58.25%、回收率为83.65%, 银品位达到230 g/t、回收率为30.97%, 与原工艺相比, 锌回收率提高了5.40%, 银回收率提高了12.05%。与原工艺相比, 新工艺不仅大幅度提高了银的回收率, 而且铅、锌精矿质量与回收率也得到了提高。  相似文献   

18.
某伴生银铅锌矿低碱浮选试验研究   总被引:6,自引:4,他引:2  
针对某伴生银铅锌矿石,采用低碱优先浮选工艺,对铅、锌以及伴生银进行综合回收。通过闭路试验,最终可获得铅精矿铅品位60.29%、回收率92.71%,银品位826.13 g/t、银回收率67.69%,尾矿中银回收率13.85%; 锌精矿锌品位47.11%、回收率91.79%。对铅精矿产品进行质量分析,结果表明,铅精矿达到了二级品标准。说明低碱工艺有利于伴生银的综合回收,具有良好的发展前景。  相似文献   

19.
李少平  王锦柯  张伟光  李杰  董法 《金属矿山》2022,51(11):120-125
新疆某低品位铅锌矿石矿物组成简单,同时矿物伴生关系复杂、嵌布粒度不均匀。为有效回收矿石中的铅和锌,采用铅锌优先浮选工艺,通过铅锌浮选条件试验确定适宜的选矿工艺流程及药剂制度。结果表明:针对铅品位1.04%、锌品位1.66%的原矿石,在磨矿细度为-0.074 mm占70%的条件下,采用2次粗选优先选铅、铅粗精矿再磨至-0.038 mm占100%后3次精选,可获得铅品位45.16%、锌品位1.21%的铅精矿;选铅尾矿经CuSO4活化后,采用“2粗3精”选锌;全流程闭路试验最终可获得铅品位44.16%、铅回收率85.04%的铅精矿,及锌品位43.31%、锌回收率92.45%的锌精矿,较好地实现了铅锌分离回收。研究结果可为同类型矿石的开发利用提供有益参考。  相似文献   

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