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甘肃某复杂铜铅锌硫化矿石浮选新工艺研究 总被引:1,自引:0,他引:1
为解决甘肃某铜铅锌多金属硫化矿矿石性质变化后原选矿工艺流程不能适应的问题,进行了铜与部分铅锌优先混合浮选再分离浮选-其余铅锌与硫混合浮选-铅锌与硫分离浮选新工艺的试验研究,闭路试验获得了铜精矿铜品位为20.99%、铜回收率为74.23%,铅锌混合精矿铅和锌品位分别为16.65%和27.32%、铅和锌回收率分别为91.11%和93.32%,硫精矿硫品位为41.62%、硫回收率为37.58%,伴生金和银在铜精矿和铅锌混合精矿中的总回收率分别为83.84%和88.27%的良好指标。 相似文献
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为了提高新疆某铜铅锌多金属矿铜铅锌浮选指标,通过浮选试验研究采用了新型药剂酯-8、B6,浮选闭路试验获得了铜品位为22.61%、铜回收率为50.19%的铜精矿,铅品位为52.57%、铅回收率为81.24%的铅精矿,锌品位为55.46%、锌回收率为91.40%的锌精矿,指标良好,比现有生产药剂方案指标铜、铅、锌回收率分别提高了4.63、1.77和1.34个百分点。 相似文献
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鲁军 《有色金属(选矿部分)》2016,(6):36-39
某锌多金属硫化矿嵌布粒度细,分离难度大。针对矿石性质,采用铜铅锌全浮选—铜铅部分混合浮选—铜铅分离—锌浮选工艺流程,在原矿磨矿细度-74μm 95%,全浮选精矿再磨细度-38μm 95%条件下,闭路试验获得铜品位18.65%、铜回收率71.26%的铜精矿,铅品位51.34%、铅回收率67.50%的铅精矿,以及锌品位49.51%、锌回收率87.24%的锌精矿,研究结果为该矿产资源开发利用提供了工艺依据。 相似文献
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针对某低品位铜铅锌硫化矿,采用铜铅顺序优先浮选-锌硫混合浮选再分离工艺进行了浮选分离试验研究。选用高效选择性铜捕收剂BK916和铅捕收剂BK906进行了铜铅顺序优先浮选试验研究,并在锌硫分离试验研究中,利用环保型抑制剂BD和石灰的组合作用,有效抑制了锌硫混合精矿中的黄铁矿,获得了铜品位20.68%、铜回收率72.98%的铜精矿,铅品位61.38%、铅回收率73.57%的铅精矿,锌品位46.31%,锌回收率73.17%的锌精矿和硫品位48.54%的硫精矿。 相似文献
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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
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西藏某铜铅锌多金属硫化矿石选矿试验 总被引:3,自引:1,他引:2
西藏某铜铅锌多金属硫化矿所处环境特殊,水源缺乏,对矿山开发形成制约。在详细的条件试验基础上,按铜铅混浮-混浮精矿铜铅分离-混浮尾矿浮锌工艺流程,分别采用清水和回水对该矿矿石进行闭路浮选试验,结果表明:采用回水时,所获铜精矿铜品位和铜回收率分别为26.44%和89.67%,铅精矿铅品位和铅回收率分别为62.13%和84.15%,锌精矿锌品位和锌回收率分别为47.03%和73.16%,与采用清水时所获精矿指标差别不大,并且废水回用率可达85%。该结果为解决现场水源缺乏的难题提供了技术依据。 相似文献
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Preliminary studies of the floatability characteristics of monazite, zircon and rutile, performed in a modified Hallimond tube, initiated a bench scale investigation of the flotation of a Brazilian monazite ore from Sao Goncalo do Sapucai, MG. The testwork was conducted with the utilisation of a commercial hydroxamate and sodium oleate as collectors and sodium metasilicate as depressant. In all tests, the best collector/depressant ratio defined during the microflotation experiments was confirmed at bench scale. The results indicated that with both collectors it is possible to produce a high purity cleaner monazite concentrate (> 60% RE2O3). The concentrations of collector and depressant must be well defined to prevent a significant increase in the flotation of gamgue minerals such as ilmenite, zircon and rutile, causing contamination of the monazite concentrate. 相似文献
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针对某硫化铜矿的特点, 在试样多元素分析和查明目的矿物成分的基础上, 进行了铜硫混浮和铜优先浮选两种工艺对比研究, 确定了最佳的工艺流程为铜优先浮选流程, 针对含铜0.82%的原矿, 最终可获得铜精矿铜品位24.54%、铜回收率91.95%的指标。 相似文献
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在实验室分批浮选试验的基础上,采用JKSimFloat分批浮选回收率模型,分别计算了某铜矿石中不同矿物的浮选动力学参数。参照现场浮选流程,应用JKSimFloat软件进行了不同浮选机选型方案的浮选流程模拟。对比模拟结果和实际生产指标,表明JKSimFloat模拟结果的精度较好。因此,JKSimFloat软件可以作为超大型浮选机选型结果的有效验证工具。 相似文献
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氧化铅矿石硫化浮选工艺研究 总被引:3,自引:0,他引:3
罗进 《有色金属(选矿部分)》2009,(5):8-10
针对某铅锌矿处理的高氧化率复杂铅锌矿石中的氧化铅矿石,进行了硫化浮选工艺的研究。浮选采用Na2S作为氧化铅的硫化药剂。研究结果表明,采用硫化浮选技术获得的铅精矿品位达到46.02%、铅回收率达到81.16%,实现了氧化铅矿物的高效回收。 相似文献
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论述了分支浮选在某铝土矿选矿厂的工业应用实践。针对Al_2O_3含量50%、A/S为2左右的原矿,开展了分支粗选和分支串流浮选条件试验。工业试验在条件试验的基础上,采用分支粗选和分支串流浮选联合流程。通过分支浮选最终获得产率60%、Al_2O_3含量61%、A/S为6.4左右的铝精矿。各项关键指标较原有浮选流程均有明显改善。 相似文献