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青海某铅锌硫化矿石选矿厂采用中性介质下优先浮铅—锌硫混浮—锌硫分离工艺流程处理矿石,导致生产不够稳定,选矿指标不理想。为解决此问题,采用中性介质下优先选铅—碱性介质下优先选锌—硫酸调浆再选硫的原则流程进行了选矿试验。结果表明:矿石在磨矿细度为-0.074 mm占55%的情况下,采用1粗2精1扫选铅、1粗2精1扫选锌、1次浮选选硫流程处理矿石,获得了铅品位为70.72%、含锌2.14%、含硫19.98%、含金1.92 g/t、含银1 322.45 g/t,铅回收率为91.78%、金回收率为14.28%、银回收率为76.29%的铅精矿;锌品位为48.86%、含铅0.26%、含硫32.67%,锌回收率为97.88%的锌精矿;硫品位为47.44%、含金0.67 g/t、含铅0.11%、含锌0.17%,硫回收率为64.14%、金回收率为80.86%的硫精矿。新工艺流程更简洁,生产更稳定顺畅,电耗和药剂成本均有所下降,在铅、锌精矿质量指标相当的情况下,铅、锌回收率分别提高了0.50和4.32个百分点,伴生金银和硫精矿指标也得到了改善。 相似文献
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四川某硫化铅锌矿现场工艺存在铅锌分离困难,铅精矿含锌较高,铅、银回收率低等问题。为改善现场分选指标,在对该硫化铅锌矿石性质研究的基础上,进行了选矿工艺试验。化学多元素分析表明:矿石铅、锌、银含量分别为1.03%、6.28%、37.16 g/t,矿石主要组成矿物为闪锌矿和方铅矿,脉石矿物以白云石、方解石和石英为主。选矿试验结果表明:采用在中性环境下1粗3精1扫选铅,高碱环境下1粗1精1扫选锌的浮选工艺,可以得到铅品位57.45%、含锌6.09%、含银501.58 g/t、铅回收率71.17%的铅精矿,锌品位53.11%、含铅0.95%、含银235.11 g/t、锌回收率93.45%的锌精矿。与现场指标相比,选矿工艺段数明显减少,同时铅精矿铅品位提高了12.11个百分点,铅金属回收率提高了12.46个百分点,并且赋存在铅精矿和锌精矿中银的金属回收率提高了61.97个百分点。 相似文献
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针对四川某多金属硫化铅锌矿中方铅矿、闪锌矿嵌布粒度较细,选矿现场铅、锌分离效率低的问题,研究采用"优先选铅-铅粗精矿再磨精选-铅尾选锌"的工艺流程对其展开选矿试验。结果表明:在磨矿细度为-0.074 mm占75%、硫酸锌作抑制剂、25#黑药作捕收剂的条件下,经1粗2扫3精可获得铅品位为45.58%,铅回收率为84.11%,锌品位为5.43%,锌回收率为6.00%,银品位为861.72g/t,银回收率为81.84%的铅精矿;选铅尾矿采用石灰进行调浆,硫酸铜作活化剂,丁基黄药作捕收剂,经1粗2扫3精可获得锌品位为54.10%、锌回收率为87.14%的锌精矿。试验指标良好,该工艺既解决了铅锌分选效率低的问题,又为其他类似复杂多金属矿物的综合回收提供了一定的借鉴意义。 相似文献
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低品位铅锌矿选矿工艺的研究 总被引:7,自引:0,他引:7
喻连香 《广东有色金属学报》2003,13(1):13-17
某低品位铅锌矿含铅3.11%、含锌2.50%,采用一段磨矿(-0.074mm 66.640%)、优先浮铅的选矿工艺,用浮选硫化矿的常规药剂分选,可分别得到品位61.58%、回收率87.01%的铅精矿和品位48.69%、回收率62.91%的锌精矿. 相似文献
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某低品位铅锌矿含铅3.11%、含锌2.50%,采用一段磨矿(-0.074mm 66.640%)、优先浮铅的选矿工艺,用浮选硫化矿的常规药剂分选,可分别得到品位61.58%、回收率87.01%的铅精矿和品位48.69%、回收率62.91%的锌精矿. 相似文献
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西南某低品位铅锌矿石铅品位为2.99%、锌品位为1.57%,伴生银品位为10.80 g/t,铅、锌均主要以硫化物的形式存在.为高效开发利用该低品位矿石,对原矿分别进行了重液浮沉试验及浮选条件试验研究.结果表明:①针对-12 mm原矿进行重液浮沉试验,在重介质悬浮液密度为2.7 kg/m3时,密度大于2.7 kg/m3产... 相似文献
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以山西某铅锌硫化矿为研究对象,试验采用抑锌浮铅的优先浮选流程,通过条件试验,确定了最佳的药剂制度,获得了铅品位为38.92%、回收率为90.65%的铅精矿和锌品位为50.64%、回收率为88.58%的锌精矿,为选矿厂的改扩建提供了依据。 相似文献
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为了确定青海某低品位复杂难选铅锌矿石的选矿工艺,在工艺矿物学研究的基础上进行了选矿试验研究。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占75%的情况下,采用铜铅混合浮选—混合精矿铜铅硫分离—铜铅混浮尾矿浮选选锌流程处理矿石,可获得铜品位为14.20%、含金26.77g/t、含银466.40 g/t、铜回收率为16.55%的铜精矿,铅品位41.22%、含银63.60 g/t、铅回收率为69.92%、银回收率为16.84%的铅精矿,锌品位为40.96%、含银53.40g/t、锌回收率为67.04%、银回收率为23.13%的锌精矿,以及硫品位为38.41%、含金13.92 g/t、含银163.90 g/t、硫回收率为14.16%、金回收率为23.71%、银回收率为15.92%的硫精矿。 相似文献
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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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青海某难选铜矿石选铜工艺优化研究 总被引:1,自引:0,他引:1
青海某高硫难选铜矿石由于生产现场铜矿物单体解离不充分,黄铁矿抑制效果不理想,以及未解离的铜硫连生体以中矿的形式反复循环,致使浮选过程不稳定、生产指标不理想。为改善生产指标,在现场流程考查明确了影响生产指标原因的基础上进行了选铜工艺优化实验室试验研究。结果表明,采用1粗3精3扫、精选1尾矿与扫选1精矿合并返回再磨、其余中矿顺序返回流程处理,在磨矿细度由-0.043 mm占75%提高至94%、精选硫抑制剂由石灰改为漂白粉+腐植酸钠、铜捕收剂由丁基黄药+MA改为Z-200的情况下,最终获得了铜品位为16.62%、铜回收率为80.75%的铜精矿,比现场铜精矿铜品位和铜回收率分别提高了2.05和0.54个百分点。新工艺方案对原工艺的改动很小,但生产指标改善明显,适合用于对原工艺进行优化改造。 相似文献
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某高氧化率铅锌矿的选矿试验研究 总被引:1,自引:0,他引:1
某氧化铅锌多金属矿含铅1.09%,含锌8.39%,铅锌氧化率分别为96.34%、98.15%。为综合回收各有用矿物,采用"铅锌混合浮选-铅锌分离重选"流程进行了详细的选矿工艺研究,最终试验获得了铅品位10.71%、锌品位37.91%的铅锌混合精矿,锌品位22.51%的锌精矿。铅总回收率为91.27%,锌总回收率为93.77%。 相似文献
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新疆瑞伦某铜镍硫化矿原矿含铜0.14%,含镍0.51%,属于高镍低铜硫化铜镍矿。原矿中铜品位较低,同时含有大量易泥化的滑石、蛇纹石等脉石矿物,给该铜镍矿的高效回收带来不利影响。为高效开发利用该铜镍硫化矿石,进行了系统的选矿工艺研究。实验室小型闭路试验结果表明:在磨矿细度为-74 μm占75%,以碳酸钠为pH调整剂,硫酸铜为活化剂,水玻璃和CMC为抑制剂,Z-200、丁铵、丁黄和戊黄为捕收剂的条件下,经2粗4精3扫铜镍混合浮选,铜镍混合精矿以石灰为pH调整剂、Z-200为捕收剂、BK-204为起泡剂,可获得含铜26.12%、含镍0.55%,铜回收率76.49%、镍回收率0.44%的铜精矿,含镍10.42%、含铜0.39%,镍回收率73.14%、铜回收率9.97%,MgO降至5.88%的镍精矿。试验解决了镍精矿中氧化镁杂质含量较高的问题,提高了精矿质量,可以为现场生产提供理论依据。 相似文献