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相似文献
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1.
某铅锌多金属矿铅锌分离试验研究   总被引:3,自引:1,他引:2  
对复杂的某铅锌多金属矿进行了铅锌分离研究。分析了矿石的化学组成和铅锌物相,查明了矿石中铅、锌、金、银矿物的种类及粒度嵌布特征,采用优先浮选流程,以氧化钙和硫酸锌抑制硫、锌,用SN-9作捕收剂得到合格铅精矿,以硫酸铜活化锌得到合格锌精矿,铅、锌回收率分别达到94.06%和86.80%,伴生的金银富集于铅精矿和锌精矿。  相似文献   

2.
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   

3.
广西铜铅锌矿为典型复杂难选多金属硫化矿,黄铜矿与闪锌矿互相包裹、交代共生,在浮选分离时难以获得合格的铜精矿产品。经试验研究,采用“抑锌—浮选铜铅—铜铅分离—铜铅混合浮选尾矿选锌”工艺,以氧化钙、硫酸锌配合实验室新制的锌抑制剂CZ-002抑制闪锌矿和硫化铁矿物,实验室新合成捕收剂CY-2A浮选铜铅。最终闭路试验获得铜精矿铜品位22.48%、回收率70.11%;铅精矿铅品位57.39%、回收率84.84%;锌精矿锌品位51.93%、回收率88.42%。试验指标较好,实现了铜铅锌多金属的有效分离。  相似文献   

4.
福建某矿石为铜铅锌多金属硫化矿难选矿石,各金属矿物交代现象频繁,嵌布关系复杂。采用"铜铅锌全混合浮选—铜铅部分混合浮选—铜铅分离"的工艺,以氧化钙和碳酸钠抑制硫化铁矿物,硫化钠和硫酸锌抑制闪锌矿,FeSO_4+Na_2S_2O_3+CMC+Na_2SiO_3的组合抑制方铅矿,有效实现了铜、铅、锌硫化矿的分离。闭路流程可得铜品位为22.53%、回收率为87.23%的铜精矿,铅品位为48.62%、回收率为93.00%的铅精矿,锌品位为46.38%、回收率为91.91%的锌精矿。  相似文献   

5.
吴贤  阳建国  曹亮  马光 《现代矿业》2013,29(12):101-103
某多金属尾矿具有可回收利用的有价金属金、铅和硫,经分析研究采用优先浮选法选铅、金—浮选尾矿活化选硫的工艺流程处理某多金属矿尾矿,获得了铅精矿产率为2.09%,铅精矿品位为43.30%,铅精矿含金20.10 g/t,铅回收率为74.18%,金回收率为47.73%;硫精矿产率为28.54%,硫精矿品位为44.18%,硫回收率为83.02%的满意试验指标,经济效益显著。  相似文献   

6.
针对山东某极贫氰化尾渣矿石性质特点,合理利用氰离子、过量氧化钙等残留药剂对有价组分的抑制差异,采用不脱药、不加热、不洗涤的优先浮选铅—硫酸脱氰活化选铜工艺流程进行工艺条件试验研究。闭路试验结果表明:铅浮选采用丁基黄药、乙硫氮为捕收剂,经一次粗选两次扫选三次精选,可获得品位为21.07%、回收率为61.21%的铅精矿;浮铅尾矿经硫酸脱氰活化选铜,采用丁基黄药为捕收剂,经一次粗选三次扫选两次精选,可获得品位为10.75%、回收率为62.69%的铜精矿。其总尾矿可直接作为硫精矿,铜、铅精矿均可作为配矿出售,显现出良好的经济社会效益。  相似文献   

7.
从某铅锌矿铅精矿中分选铜的试验研究   总被引:2,自引:2,他引:0  
某铅锌矿选矿厂生产铅精矿和锌精矿两种产品,铅精矿中含铜大于1.3%。采用重铬酸钾抑铅浮铜工艺从该铅锌矿原矿选铅得到的含铜铅精矿中分离铜,闭路试验获得的铜精矿含Cu 12.34%,Pb 8.94%,Cu回收率37.07%,Pb回收率1.18%,铅精矿含Pb 62.85%,Cu 0.42%,Pb回收率89.11%,Cu回收率13.61%。采用亚硫酸钠+石灰法对选铜含铬废水进行除铬处理,使废水中的六价铬离子浓度降低到0.19 mg/L,总铬离子浓度降低到1.28 mg/L,达到废水回用要求,解决了环境污染问题;将除铬后的选铜废水与选铅废水混合后回用于闭路试验,对试验指标影响较小。  相似文献   

8.
采用优先浮选碳-铅硫混选分离-锌硫混选分离的浮选工艺流程对云南某含碳铅锌矿进行了试验研究, 成功获得了铅精矿、锌精矿, 并有效回收了硫。铅精矿中铅品位47.72%、锌品位4.25%、铅回收率48.05%、锌回收率0.38%, 锌精矿中锌品位50.27%、铅品位0.72%、锌回收率94.21%、铅回收率15.13%。铅、锌在碳产品中损失不大。  相似文献   

9.
某钼精矿氯化酸浸法降铅提钼试验研究   总被引:1,自引:1,他引:0  
针对某高铅、低品位钼精矿,采用加活性炭脱药和再磨浮选后,钼精矿中铅含量仍达不到0.3%以下的质量标准,故采用氯化酸浸法降铅,最终使钼精矿中钼含量达到53.8%,铅含量降到0.2%。  相似文献   

10.
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   

11.
研究了硝酸-盐酸-高氯酸-氢氟酸酸溶和氢氧化钠碱熔两种测定铝土矿中氧化钙的前处理方法,利用电感耦合等离子体发射光谱(ICP-AES)进行测定。对熔矿条件、分析谱线和等离子体参数进行讨论,在选定最佳条件下,对铝土矿国家标准物质样品进行测定,并进行加标回收试验,得到该方法对氧化钙的检出限为,回收率在92.86%-104.17%之间,对氧化钙的相对标准偏差(n=6)为1.01%-4.52%之间,该方法对铝土矿中的低含量的氧化钙的测定有很好的效果,并能快速准确得到测试结果。  相似文献   

12.
某低品位铅锌矿无氰分离工艺研究   总被引:1,自引:1,他引:0  
针对氰化物对环境污染严重的情况,试验分别采用ZnSO4+Na2SO3组合法和单一石灰法分别对某低品位硫化铅锌矿进行了无氰分离工艺试验研究,流程为铅回路一次粗选、两次精选、两次扫选,锌回路一次粗选、两次精选、两次扫选。两种方法均获得了较好的指标。其中单一石灰法不仅比ZnSO4与Na2SO3组合法药剂用量小、成本低,还在铅回收率相同的情况下,铅精矿品位提高了近5%;在锌精矿品位相近的情况下,锌回收率提高了近4%。  相似文献   

13.
山东某钾钠长石矿提纯工艺的试验研究   总被引:2,自引:0,他引:2  
采用"磨矿-脱泥-磁选-浮选"的工艺流程,对山东某地长石矿进行精选,可以得到最终精矿中TFe2O3含量0.12%、CaO含量0.26%的技术指标,该精矿达到了我国长石产品在釉料、陶瓷白坯及平板玻璃等方面应用一级质量指标.  相似文献   

14.
内蒙古某钼钨多金属矿主要以氧化钼为主, 伴生金和白钨, 矿石性质复杂, 浮选出的氧化钼钨精矿品位低(MoO3 3%~5.5%, WO3≤1.5%), 为了实现低品位氧化钼钨精矿综合利用, 采用高温高压碱浸对低品位氧化钼钨精矿进行处理, 利用氯化钙直接沉淀钼钨, 得到钨钼酸钙精矿, 实验确定了最佳工艺方案和技术条件, 经中试和工业生产实践获得了成功。生产结果表明: 当纯碱加入量为矿样钼含量的2.3倍, 温度175 ℃, 液固比2∶1, 浸出时间90 min, 钼钨的浸出率可达到99%; 当氯化钙加入量为矿样钼含量的2.0倍、沉淀温度70 ℃、沉淀时间30 min, 生产出的钼钨酸钙平均品位为钼35.48%、钨7%, 钼回收率96.17%, 较好的解决了该多金属矿综合回收利用的技术难题。  相似文献   

15.
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   

16.
开展了赤泥铁精粉直接还原实验研究, 分析了直接还原温度、氧化钙配比(相对赤泥铁精粉质量分数)、配碳量(碳氧物质的量比)、直接还原时间等工艺参数对还原后赤泥铁精粉金属化率的影响。结果表明, 提高还原温度、适当提高氧化钙配比以及延长还原时间均有利于赤泥铁精粉中铁氧化物的还原; 适宜的还原条件为: 还原温度1 100 ℃、氧化钙配比10%、配碳量1.2、还原时间120 min, 在此条件下赤泥铁精粉直接还原后的金属化率为91.56%。该工艺参数可为赤泥铁精粉回转窑还原工业化试验提供参考。  相似文献   

17.
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   

18.
浮选—重选工艺回收氧化铅矿的研究   总被引:4,自引:1,他引:3  
王淑秋  张心平 《矿冶》1998,7(1):25-28,4
介绍了河南某氧化铅矿浮选-重选工艺研究,该氧化铅矿含铅12.4%、伴生银品位155g/t,矿石中氧化铅占78.8%,属难选矿石。经多方案试验比较,提出适合于该矿石性质的选矿工艺流程;硫化铅和氧化铅混合浮选,尾矿用螺旋溜槽粗选、摇床精选,获得铅精矿含铅50.28%、银650.2g/t,铅回收率71.77%,银回收率74.59%。  相似文献   

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