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青海某低品位硫化铅锌矿中Pb品位3.04%、Zn 品位1.61%,主要金属矿物为方铅矿、闪锌矿、黄铁矿,脉石矿物主要是石英、高岭石、方解石等。有价矿物之间嵌布关系复杂,磁黄铁矿含量偏高,浮选分离难度较大。本试验采用铅、锌顺序优先浮选流程,磨矿细度-0.074mm占70%,用ZnSO4抑制锌、乙黄药作为捕收剂优选浮铅,铅浮选尾矿加入CuSO4活化、丁黄药作为捕收剂再浮锌,铅、锌粗精矿分别经过二次精选提质,最终得到铅精矿含Pb 56.76%、铅回收率为95.73%;锌精矿含Zn 30.72%、锌回收率为82.54%。 相似文献
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含碳难选低品位铅锌硫化矿铅锌分离试验研究 总被引:4,自引:2,他引:4
胡敏 《有色金属(选矿部分)》2010,(3):17-21,16
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
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云南某低品位铅锌矿铅锌分离试验研究 总被引:1,自引:0,他引:1
云南某低品位铅锌矿嵌布粒度细,铅锌分离困难。为了综合利用资源,对其进行了详细的选矿试验研究。确定采用一段磨矿(-0.074 mm占75%)、优先浮铅的选矿工艺,通过添加组合抑制剂使铅锌矿物有效分离,最终获得了铅品位和回收率分别为55.38%和90.56%的铅精矿及锌品位和回收率分别为50.23%和91.31%的锌精矿。实现了铅锌的高效分离,试验指标优良。 相似文献
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新疆某铅锌矿铅锌含量较低,为了综合利用资源,采用优先浮选流程进行选矿试验研究,闭路试验获得了含铅63.10%、含锌4.82%、铅回收率78.43%的铅精矿和含锌50.43%、含铅1.03%、锌回收率86.49%的锌精矿。 相似文献
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为确定内蒙古某低品位铜镍矿石的开发利用工艺,在工艺矿物学研究的基础上进行了选矿工艺研究。结果表明,矿石中的金属矿物主要为黄铁矿、紫硫镍矿、黄铜矿,脉石矿物主要有斜长石、辉石、角闪石,橄榄石及绿泥石少量。紫硫镍矿多以细粒状伴生在黄铜矿附近,有时与黄铜矿、黄铁矿或单独以几何状充填在脉石矿物骨架中,节理清晰,粒度以中细粒为主,一般为0.30~0.003 mm。黄铜矿多单独产于脉石中,部分与黄铁矿或紫硫镍矿共生,与紫硫镍矿共生关系密切,以他形粒状为主,以中细粒为主,一般为0.30~0.03 mm。矿石在磨矿细度为-0.074 mm占90%的情况下,采用1粗2精1扫优先浮铜,再2粗2精1扫浮镍流程处理,最终获得铜品位为14.76%、铜回收率为82.15%的铜精矿,镍品位为5.86%、镍回收率为84.27%的镍精矿。铜精矿、镍精矿均达到Ⅴ级品质量标准。 相似文献
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新疆某低品位铜铅锌矿优先浮选试验研究 总被引:1,自引:2,他引:1
针对某低品位铜铅锌矿石的综合回收开展分离浮选试验研究,采用优先浮选分离流程,选用江西理工大学自主研发的LP-01作为选铜捕收剂,在原矿品位铜0.52%、铅0.57%、锌1.9%的条件下,进行闭路试验,获得铜精矿含铜24.27%、含铅2.03%、含锌2.58%、铜的回收率为88.56%,铅精矿含铅50.73%、含铜2.53%、含锌8.69%、铅的回收率为70.10%,锌精矿含锌52.10%、含铜0.36%、含铅1.31%、锌的回收率为81.99%。试验结果对实际生产具有指导意义。 相似文献
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某硫化铅锌矿石含铅、锌分别为2.25%、1.96%,伴生银含量为13.20g/t,主要铅锌矿物为方铅矿、闪锌矿,它们的共生关系密切、嵌布关系复杂。为高效综合回收利用该资源,进行了选矿试验研究。结果表明,采用优先浮铅再浮锌的流程,在原矿磨矿细度-74μm占65.00%,以石灰为矿浆pH调整剂、硫酸锌为抑制剂、乙硫氮为捕收剂,经一次粗选、二次扫选—铅粗精矿再磨至-37μm占82.70%后二次精选选铅,选铅尾矿以石灰为矿浆pH调整剂、硫酸铜为活化剂、丁基黄药为捕收剂,经一次粗选、二次扫选及二次精选选锌,获得了铅品位66.43%、银品位309.71g/t、铅回收率95.97%、银回收率74.87%的铅精矿,以及锌品位53.35%、锌回收率90.35%的锌精矿。 相似文献
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内蒙古某难选铅锌矿选矿研究 总被引:1,自引:0,他引:1
毛富邦 《有色金属(选矿部分)》2011,(2)
为了解决某铅锌选矿厂生产过程中铅精矿"掉槽"及"涨肚"现象,提高选矿指标,根据原矿性质及结合现场已有生产流程,本试验对铅锌优先浮选流程进行了详细的选矿试验研究,通过在球磨中添加捕收剂及大量石灰,提高入选品位,快速浮选,缓解了铅精矿"掉槽"及"涨肚"现象,得到了含铅46.7%、含锌1.29%、铅回收率74.84%的铅精矿和含锌47.3%、含铅0.41%、锌回收率78.36%的锌精矿。 相似文献
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采用经验实验设计、多因素逐项实验设计及正交实验设计方法,以优化贵州高灰煤泥浮选较佳条件.结果表明,经验实验法中浮选精煤的最小灰分为12.42%,产率为19.92%;多因素逐项实验中较优浮选条件为捕收剂用量为60g/t、起泡剂用量为80g/t、转子转速为1800 r/min、浓度为60g/L,浮选精煤产率为24.62%、灰分为11.57%,浮选尾煤产率为75.38%、灰分为61.68%;正交实验中较优浮选条件为起泡剂用量90 g/t、捕收剂用量60g/t、浓度80g/L、转速2000 r/min,浮选精煤产率为26.36%,灰分为12.46%,浮选尾煤产率为73.64%,灰分为63.82%.煤泥浮选多因素逐项实验与正交实验均能获得浮选的较优条件. 相似文献
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根据某地含银铟铅锌多金属硫化矿的工艺矿物学特性,进行了试验研究。矿石中主要金属矿物为闪锌矿、方铅矿、黄铁矿,伴生有银、铟、镓、金等矿物,嵌布关系较为复杂。通过探索试验,确定了磨矿细度、抑制剂和捕收剂种类,通过正交、调优、验证试验确定了选矿药剂用量,最终采用"磨矿-浮选-重选"的选矿工艺流程。最终小型闭路试验获得了含铅56.69%、铅回收率90.64%、镓回收率46.70%、银回收率62.95%的铅精矿,含锌40.16%、锌回收率90.72%、铟回收率87.18%的锌精矿和含硫38.70%,硫回收率73.15%、金回收率80.40%的硫精矿。在回收铅锌硫的同时,使矿石中伴生稀贵金属镓、银、铟、金也得到较好的回收,实现了资源综合利用。 相似文献
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四川会理某低品位混合铜镍矿石浮选工艺研究 总被引:2,自引:0,他引:2
该矿含铜0.51%、镍0.35%,铜氧化率16.57%、镍氧化率21.51%。在工艺矿物学研究的基础上,采用铜镍混合浮选工艺流程及工艺条件,采用活性炭脱药,在浮选前对矿浆进行较长时间充气搅拌,使铜、镍分离获得令人满意的效果,获得了较高的铜、镍选矿技术指标。铜精矿含铜19.50%、回收率78.64%,镍精矿含镍3.40%、回收率55.53%。 相似文献
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某金矿原矿金品位为1.94g/t,金元素主要赋存于自然金中,金属矿物以黄铁矿为主,脉石矿物主要为长石、石英等。现场原有工艺生产精矿金品位为45.20g/t,金回收率为87.31%。使用组合捕收剂异戊基黄药+BK903G对其进行试验研究,在55%-0.074mm的磨矿细度条件下,通过一粗、两精、两扫的选别流程,获得精矿金品位为82.86g/t,金回收率为93.19%。此外,使用尼尔森选矿机,进行重-浮联合流程试验探索,同样获得较好指标。 相似文献
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某铅锌矿的铅、锌品位仅为1.42%和1.83%,有价矿物的嵌布关系复杂,磁黄铁矿含量较高,高效分选的难度较大.试验研究发现,针对该矿,采用铅、锌依次优先浮选—铅、锌粗精矿再磨精选的工艺可获得较好的浮选指标.试验结果表明:当铅浮选时用石灰+硫酸锌组合抑制黄铁矿和铁闪锌矿、乙硫氮和2~#油作铅捕收剂和起泡剂,选锌采用硫酸铜作闪锌矿活化剂、丁黄药和2~#油分别作锌捕收剂和起泡剂,铅、锌粗精矿分别再磨,可有效提升精选指标;最终,闭路试验所得铅精矿铅品位为45.28%、含锌2.36%,铅回收率为74.46%;锌精矿锌品位为48.01%、含铅1.02%,锌回收率为84.62%. 相似文献
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针对内蒙古某低品位银多金属硫化矿,应用无毒浮选药剂,采用铜铅混选分离-再选锌浮选工艺流程,产出了可供销售的铜精矿、铅精矿和锌精矿产品,并取得了铜回收率50.39%、铅回收率70.08%、锌回收率79.09%、银在铜精矿和铅精矿中总回收率为65.47%的指标,达到了全面回收矿石中有价金属的目的,为该矿山的进一步开发提供了技术支持。 相似文献
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内蒙古某铅锌矿石除含铅、锌外,还含有银、少量的铜等伴生有价金属,其中原矿中含铜量为0.13%。为降低铅精矿的含铜量,产出合格铜精矿,综合提高铜铅利用价值,对铜铅混合浮选和铜铅分离工艺进行小型试验研究。研究结果表明,采用铜铅混合浮选—抑铅浮铜—混合浮选尾矿选锌流程可以较好的实现铜铅分离,铜铅混合浮选闭路试验获得铜铅混合精矿含铅品位42.65%、铅回收率72.45%,含铜品位3.64%,铜回收率75.23%。铜铅分离闭路试验获得铅精矿品位46.37%、铅回收率98.80%,铜精矿品位24.59%、铜回收率90.71%,为综合回收某铅锌矿中伴生低品位铜提供了技术依据。 相似文献