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为高效回收四川某难选氧化铅锌矿,针对氧硫混合铅锌矿高泥、高氧化率、氧化铁矿物严重浸染铅锌矿物、性脆易于泥化的白云石和方解石含量高等问题,在原矿铅含量3.18%、锌含量5.49%、铅氧化率38.36%、锌氧化率73.95%的条件下,采用先选硫化、氧化铅矿物,再选硫化锌矿物,最后再选氧化锌矿物的工艺流程,得到了铅精矿铅品位45.36%、铅回收率85.33%,锌精矿锌总品位40.42%、锌精矿总回收率86.28%的良好选矿指标。 相似文献
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以兰坪氧化铅锌矿为研究对象,进行-1+0.074mm、-2+1mm、-3+2mm、-5+3mm四个单粒级物料的磨矿动力学试验,在此基础上利用拉苏莫夫球径经验公式,建立了氧化铅锌矿球径模型,并根据各类球径配比与被磨混合物料中各粒级的质量百分率大体相同的原则,计算出适宜初装球制度为:Φ3mm、Φ8mm、Φ14mm、Φ18mm钢球分别占15%、30%、38%、17%。用此装球制度对原矿(-2+0.00mm)进行磨矿,与经验装球制度相比,磨矿产物中矿泥(难浮粒级-0.01mm)产率降低5.18%,中等可浮粒级-0.02+0.01mm降低1.34%,易浮粒级+0.02mm产率提高6.52%,实现了选择性磨矿,改善了氧化锌矿物的浮选环境,从而使氧化锌精矿品位提高0.62%、回收率提高3.45%,锌总回收率从83.24%提高到86.69%。 相似文献
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针对白音诺尔铅锌矿选矿厂生产中存在的问题,经过研究与试验,提出锌粗精矿再磨提高铅锌回收率的措施,经生产实践证明,改进后精矿质量和回收率都比原工艺有很大的提高,经济效益显著。 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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阿勒泰某铜铅锌矿提铅降锌浮选试验 总被引:1,自引:1,他引:0
为降低铅精矿中杂质锌的含量,同时实现铜铅的有效分离,采用铜铅混浮-混浮尾矿选锌的工艺流程,以石灰、硫化钠抑制黄铁矿及部分难免离子,乙硫氮、Z-200浮选铜铅矿物。铜铅粗精矿再磨,细度达到-38 μm占85%后,采用硫化钠与活性炭联合脱药,组合重铬酸钾与CMC抑制铅矿物,以Z-200浮选黄铜矿的抑铅浮铜工艺。试验获得了含铜20.13%、铅6.02%,铜回收率85.09%的铜精矿、含铅48.56%、锌7.54%,铅回收率77.35%的铅精矿,使铅精矿中杂质锌的含量由15%降低到7.54%,实现了铜铅、铅锌的有效分离,同时铜铅分离中降低了重铬酸钾的用量,减小了其对环境的破坏,为铜铅分离寻求低毒无毒药剂提供了新的方向。 相似文献
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对国外某矿床铜矿石进行工艺矿物学分析,研究发现矿石中有价元素为铜,含量2.17%。铜主要以孔雀石和辉铜矿的形式存在,这些矿物嵌布关系复杂,大部分以它形粒状、不规则状嵌布于脉石矿物中,部分孔雀石和辉铜矿粒度细小,且与褐铁矿三者之间嵌布关系较紧密。脉石矿物绝大部分为白云石,含量高达83.97%,矿石类型为沉积岩型氧硫混合铜矿。针对这一复杂难选的铜矿石,本文采用“先硫后氧”的工艺流程,使用硫化铜粗选精矿再磨工艺,并使用NaHS和(NH4)2SO4作为氧化铜矿的活化剂,(NaPO3)6作为脉石矿物的抑制剂,最终获得了高品位硫化铜精矿(Cu 62.37%)和低钙镁含量(CaO+MgO 12.50%)的氧化铜精矿(Cu 30.08%),铜综合回收率82.47%,实现了对这类矿石的高效回收。 相似文献
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为开发利用缅甸某氧硫混合铅锌矿石,在对矿石进行工艺矿物学研究的基础上进行了选矿试验研究。结果表明,矿石含铅4.70%、含锌5.51%、银含量为150.66 g/t,主要杂质成分SiO2含量为30.45%,其次为CaO和MgO;铅矿物氧化率约22%,锌矿物氧化率约17%,Pb主要以方铅矿形式存在,其次为白铅矿,Zn主要以闪锌矿形式存在,其次为菱锌矿;试验采用1粗1扫2精优先浮选流程选铅,1粗1扫3精浮选流程选锌,磨矿细度为-0.074 mm占80%情况下获得了Pb品位为61.25%、Ag品位为1 791.53 g/t、Pb回收率为91.24%、Ag回收率为82.94%、含Zn4.43%、Zn回收率5.63%的富银Pb精矿,以及Zn品位为50.86%、含Ag174.25 g/t、Zn回收率为88.68%、Ag回收率为11.07%、含Pb2.39%、Pb回收率4.88%的Zn精矿的良好试验指标。 相似文献
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对某地含铅0. 88%、锌4. 61%的高风化砂岩混合型铅锌矿进行了原矿性质与浮选试验研究。其中铅矿物以极细粒分布在黄铁矿、闪锌矿和石英间隙中,难以富集回收;采用捕收能力强的KM捕收剂及常规、无毒、对环境污染小的浮选药剂,优化添加方式,经两次粗选、三次精选、三次扫选锌闭路流程分选,获得锌精矿产率8. 26%,品位45. 78%,回收率83. 27%的选矿指标。 相似文献
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絮凝浮选氧化铅锌矿的理论与实践 总被引:4,自引:0,他引:4
研究了絮凝浮选分选细粒有用矿物的理论,包括分散细矿粒、加入有效絮凝剂、使氧化锌矿泥的粒度增大、可浮性增强;添加特效吸附捕收剂使矿粒表面疏水,强烈搅拌矿浆使有用矿粒选择性絮凝。根据试验结果讨论了影响絮凝浮选过程的参数,介绍了应用絮凝浮选分选细粒氧化铅锌矿的实践。 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
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锡林郭勒盟山金阿尔哈达矿业有限公司选矿厂通过增加粗精再磨,对锌粗选精矿进行再磨,并对选矿工艺进行优化,使锌精矿品位提高到50%以上,每年多增加效益130万。 相似文献
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某低品位钼矿浮选工艺研究 总被引:1,自引:1,他引:0
某钼矿含钼0.045%,含硫3.16%,钼主要以独立的辉钼矿形式存在,其他硫矿物以黄铁矿、黄铜矿为主,脉石矿物主要为石英、云母、长石。辉钼矿以中细粒嵌布为主,其粒度分布范围较宽,与黄铁矿等硫化矿关系比较紧密。采用粗磨浮钼—粗精矿细磨精选—钼粗选尾矿选硫的工艺流程,获得了合格的钼精矿,并综合回收硫。浮选闭路试验指标为:钼精矿品位45.13%、钼回收率83.97%,硫精矿品位51.06%、硫回收率95.36%。 相似文献