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相似文献
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1.
新疆某铅锌浮选尾矿锌含量低,细粒级矿物中锌分布率高,属于低品位难选氧化锌矿。试验针对该尾矿中氧化锌矿的回收利用开展了大量探索试验,确定了先浮选、浮选粗精矿重选、重选中矿和尾矿酸浸的试验方案,其中浮选重选联合闭路试验可得到含锌35.98%、含SiO_2 13.17%、锌回收率26.73%的锌精矿,该锌精矿可并入硫化锌精矿直接销售;重选中矿和尾矿进行酸浸试验,浸出率大于80%。浮选—重选+酸浸工艺锌总回收率达到65%以上,实现了尾矿中锌资源的回收利用。  相似文献   

2.
四川某铅锌矿选矿厂抛弃的尾矿中锌品位约为2%,其中氧化锌占90%左右。因含泥高、品位低、选矿难度大,而无法回收弃之于尾矿库中。本研究采用螺旋溜槽脱泥、摇床富集(品位到4.5%左右)、浮选的联合流程解决了这一难题,获得锌品位33%、浮选作业回收率86%的氧化锌精矿。  相似文献   

3.
湖南某铅锌尾矿中萤石的选矿回收试验   总被引:1,自引:0,他引:1  
湖南某铅锌尾矿中主要矿物为可浮性相近的萤石和重晶石。为回收该尾矿中的萤石,以水玻璃、硫酸铝和栲胶为重晶石及其他脉石矿物的抑制剂,以油酸钠为萤石的捕收剂,通过1次粗选、1次扫选、4次精选闭路浮选,实现了萤石和重晶石的有效分离,获得了CaF2品位为95.06%、CaF2回收率达96.58%的萤石精矿。  相似文献   

4.
福建某铅锌尾矿中CaF_2含量为28.36%,为有效回收该尾矿中的萤石,对其进行选矿试验研究。通过采用一次粗选、三次精选、一次扫选的闭路浮选回收方案能够有效回收该铅锌尾矿中的萤石,萤石精矿品位达到95.11%、回收率达到90.75%。  相似文献   

5.
安徽某铁尾矿的钴含量约为0.012%,尚没有得到有效回收,造成钴资源的浪费。为考察采用选矿方法回收细粒钴资源的可行性,进行了直接浮选和脱泥-浮选两种工艺的对比试验。结果表明,该铁尾矿细泥含量较高,采用脱泥浮选工艺具有流程简单、药剂耗量少的优势。细粒尾矿经过旋流器脱泥后,采用CMC为调整剂、MIBC为起泡剂、丁基黄药为捕收剂,通过一粗二精一扫的选矿工艺,可以获得钴品位为0.47%、钴回收率为54.41%的钴精矿。  相似文献   

6.
针对某铅锌尾矿中白云石含量高的特点,采用"脱硫-重晶石浮选"的全浮工艺流程回收重晶石.以十二烷基磺酸钠为捕收剂,TS为抑制剂,可获得BaSO4品位91.27%、回收率70.25%的重晶石精矿.  相似文献   

7.
某铅锌浮选尾矿含铁17.74%,其中磁铁矿和赤褐铁矿中铁分别占总铁的18.73%和59.58%。依据尾矿性质,采用"弱磁—强磁—强磁粗精矿再磨精选—浮选脱硫"联合工艺流程,最终得到了铁品位64.35%、含硫0.19%、回收率为65.68%的铁精矿。  相似文献   

8.
对青海某铅锌尾矿中重晶石进行了综合回收,通过对该尾矿矿石性质分析,进行了重选及浮选-重选联合工艺方案的试验研究.通过这两种工艺流程对比,最终决定采用浮选-重选联合工艺流程处理该铅锌尾矿,通过试验获得了BaSO4品位为90.18%,回收率为52.45%的重晶石精矿,有效回收了尾矿中的重晶石,为企业创造了显著的经济效益.  相似文献   

9.
何翔 《现代矿业》2023,(9):173-175
某硫化尾矿随着矿产资源的开采,矿石氧化率越来越高,目前的选矿工艺流程造成氧化锌随着硫化矿尾矿流失,为了提高资源的综合回收利用率,进行了选矿试验研究。在硫化矿尾矿含锌1.65%的条件下,通过采用新型药剂T1和六偏磷酸钠+CMC联合使用,加大了对矿泥的分散和抑制效果,进行全流程不脱泥浮选,得到了氧化锌品位34.6%、作业回收率79.7%的选矿指标。  相似文献   

10.
小型试验、半工业试验及工业生产实践表明:采用重浮联合流程可成功地从江西某铜矿尾矿中回收硫。该工艺流程简单;无需添加硫酸或其他活化剂即可实现黄铁矿的浮选;投资省、见效快;按日处理选铜尾矿1000t、入选硫品位2%、硫精矿品位40%、硫回收率58%计,年经济效益为62万元左右,在中小有色矿山具有普遍推广意义。  相似文献   

11.
铅锌矿矿石的选矿工艺研究   总被引:4,自引:0,他引:4  
李兵容 《矿业快报》2008,24(1):41-42,45
介绍了铅锌矿矿石的选矿工艺主要有浮选和重选-浮选联合流程,难选的铅锌矿矿石需采用选矿-冶炼或单一冶炼方法处理,才可达到理想指标.  相似文献   

12.
广东某铅锌矿属于隐晶质铅锌矿,铅氧化率较高,铅锌共生关系密切。为开发利用该矿石资源,对该矿石进行了选矿试验研究。结果表明,在磨矿细度为-200目70%情况下,采用1粗1精1扫铅锌等可浮、1粗2精1扫选锌、中矿顺序返回流程处理该矿石,最终获得了铅、锌品位分别为29.79%、32.43%,铅、锌回收率分别为90.78%、36.60%的铅锌混合精矿,以及锌品位为56.91%、锌回收率为61.41%的锌精矿,铅、锌总回收率分别达90.78%和98.01%。  相似文献   

13.
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   

14.
甘肃小厂坝铅锌矿石选矿试验   总被引:1,自引:0,他引:1  
甘肃小厂坝铅锌矿石属原生硫化铅锌矿石,主要含铅矿物方铅矿大部分与闪锌矿嵌布关系密切,单体解离难度大、微细粒回收效果不理想是导致铅回收率较低的主要原因。以D102为浮铅捕收剂,采用1粗2扫3精优先浮铅、1粗2扫3精再浮锌流程处理该矿石,最终可获得铅品位为59.72%、回收率73.52%、含锌14.56%的铅精矿,锌品位为52.97%、回收率92.12%、含铅1.60%的锌精矿,在锌回收率略有提高的情况下将铅回收率提高了2.04个百分点。  相似文献   

15.
福建某铅锌矿属于难分离硫化铅锌矿,矿物种类繁多,嵌布关系复杂,共生关系密切。为高效开发利用该矿石资源,采用优先浮选工艺进行了选矿试验。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占70%的情况下,采用1粗2扫3精选铅,1粗1扫3精选锌,中矿顺序返回闭路流程处理该矿石,最终可取得铅品位为41.46%、含锌4.19%、铅回收率为81.76%的铅精矿,和锌品位为48.26%、含铅0.83%、锌回收率为84.88%的锌精矿。试验确定的优先浮选工艺是该矿石的高效开发利用工艺。  相似文献   

16.
某高硫铅锌矿选矿工艺研究   总被引:2,自引:2,他引:2  
本次试验针对某高硫铅锌矿石,采用石灰作为矿浆pH调整剂,控制矿浆pH值在9.0左右,Na2S+ZnSO4作为锌矿物的组合抑制剂,乙硫氮+Z-200作为铅矿物的组合捕收剂,采用铅、锌、硫依次优先浮选流程,获得了较满意的试验指标。  相似文献   

17.
内蒙古某铅锌矿石铅、锌品位分别为1.62%、5.98%,伴生银品位为19.60 g/t,主要铅锌矿物方铅矿、闪锌矿嵌布粒度均较粗。为确定该矿石的开发利用工艺流程,进行了选矿试验研究。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占75%的情况下,采用1粗2扫-粗精矿再磨后2次精选选铅、选铅尾矿1粗4精2扫选锌,中矿顺序返回流程处理该矿石,最终可获得铅品位为56.65%、铅回收率为83.85%、含银536.55 g/t、银回收率为65.70%的铅精矿,以及锌品位为47.74%、锌回收率为90.61%、含银44.66 g/t、银回收率为25.86%的锌精矿。试验确定的工艺流程可作为该矿石的合理开发利用流程。  相似文献   

18.
内蒙某铅锌矿主要含铅矿物方铅矿大部分与闪锌矿嵌布关系密切,单体解离难度大,属于难选矿石。针对其矿石性质,采用抑锌浮铅,得到合格的铅精矿和锌粗精矿,锌粗精矿进行再磨再选的工艺流程。经过条件试验,确定最佳磨矿细度为-0.074mm占80%。闭路试验1粗1扫,4精优先浮铅,1粗2扫4精再浮选锌,最终可获得铅品位54.09%,回收率90.38%,锌品位9.1%的铅精矿,锌品位47.15%,回收率84.23%,铅品位1.35%的锌精矿。  相似文献   

19.
豫西某铅锌矿有用矿物共生关系密切、嵌布粒度较细, 采用铅锌等可浮、铅锌分离-硫化锌浮选-氧化铅浮选工艺, 成功实现了该矿的铅锌回收与分离, 并有效回收了氧化铅矿物, 最终获得了铅品位、回收率分别为58.95%、68.67%的铅精矿和锌品位、回收率分别为48.67%、66.06%的锌精矿。  相似文献   

20.
某氧化铜铜品位为5.55%,氧化率高达99.37%,含泥量大,氧化铜矿物种类多,矿石性质复杂。为了较好的回收该氧化铜矿,首先浮选脱除矿泥及滑石后,采用常规的硫化浮选法回收铜;所脱除矿泥及滑石采用重选回收部分铜;浮选尾矿采用磁选回收部分弱磁性难浮选的氧化铜。该脱泥重选—浮选—磁选联合工艺获得总铜精矿铜品位为19.86%,回收率为76.94%,取得了较好的选矿技术指标。  相似文献   

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