共查询到19条相似文献,搜索用时 78 毫秒
1.
针对山东某极贫氰化尾渣矿石性质特点,合理利用氰离子、过量氧化钙等残留药剂对有价组分的抑制差异,采用不脱药、不加热、不洗涤的优先浮选铅—硫酸脱氰活化选铜工艺流程进行工艺条件试验研究。闭路试验结果表明:铅浮选采用丁基黄药、乙硫氮为捕收剂,经一次粗选两次扫选三次精选,可获得品位为21.07%、回收率为61.21%的铅精矿;浮铅尾矿经硫酸脱氰活化选铜,采用丁基黄药为捕收剂,经一次粗选三次扫选两次精选,可获得品位为10.75%、回收率为62.69%的铜精矿。其总尾矿可直接作为硫精矿,铜、铅精矿均可作为配矿出售,显现出良好的经济社会效益。 相似文献
2.
某浮选银精矿经常温常压碱式氧化预处理-氰化浸出金、银后的氰化尾渣中,含有铅、锌、金、银等有价元素,金属矿物主要为黄铁矿、方铅矿、闪锌矿和毒砂,并含有少量含银矿物。该尾渣粒度很细,含泥量大,铅、锌矿物被氧化,使铅、锌的选别回收受到影响。对该尾渣进行铅、锌的浮选试验,结果表明,铅矿物不能得到有效富集而形成铅精矿,但可以获得锌品位为55.62%,锌回收率为66.15%的合格锌精矿,锌精矿中金、银品位为66.94 g/t和538.9 g/t,金、银回收率为47.96%和25.67%。 相似文献
3.
对含有铅、锌和铜等有价金属的某氰化尾渣,采用预处理—铅锌混合浮选—预处理—铜浮选工艺,开展了详细的综合回收利用研究。研究结果表明,采用H2SO4活化预处理,在pH 8、丁基黄药用量为100 g/t时可获得Pb品位为10.87%、回收率为71.76%,Zn品位为31.89%、回收率为92.46%的铅锌混合精矿;采用现场选硫循环水对铅锌混合浮选尾矿进行洗涤,在pH 6、丁基黄药用量为50 g/t时得到了Cu品位为13.41%、回收率为33.39%的铜精矿。该工艺显现出了良好的经济效益和社会效益。 相似文献
4.
氰化尾渣铅锌浮选试验研究 总被引:1,自引:1,他引:1
叶力佳 《有色金属(选矿部分)》2009,(6):36-40
针对某氰化尾渣进行了详细的浮选试验研究,以YO为活化调整剂,采用异步混选新工艺经两次粗选、两次扫选、三次精选的工艺流程,最终获得铅锌混合精矿(铅+锌)品位52.56%,铅回收率85.15%,锌回收率97.51%。新工艺已应用到工业中,取得了较好的经济效益。 相似文献
5.
某黄金冶炼厂的金精矿来源非常复杂,氰化浸出工艺不很稳定,导致氰化尾渣金品位高达3.75 g/t。为减少金流失、提高二次资源的利用率,在工艺矿物学研究基础上进行了浮选选金工艺流程试验。结果表明,试样粒度较细,主要金属硫化矿物黄铁矿是金的主要载体矿物,金主要被未氧化彻底的硫化矿物包裹,在细粒级略有富集;试样采用1粗2精1扫、中矿顺序返回闭路流程处理,最终获得产率为13.27%、金品位为21.47 g/t、金回收率为75.98%的浮选金精矿,取得了较好的金回收效果,实现了金二次资源的高效回收。 相似文献
6.
金精矿氰化尾渣回收铜的研究与实践 总被引:6,自引:0,他引:6
冯肇伍 《有色金属(选矿部分)》2002,(1):17-19
广东高要河台金矿金精矿氰化尾渣铜品位达 4%左右 ,采用浮选方法加以综合回收 ,不但减少废水的重金属含量 ,而且可取得较好的经济效益 相似文献
7.
8.
混合铜冶炼渣浮选回收铜试验研究 总被引:2,自引:1,他引:2
粗选Ⅰ采用选择性强的捕收剂进行快速浮选,粗选Ⅱ采用捕收能力强的捕收剂进行分步浮选的工艺流程,对某冶炼混合炉渣进行了铜回收试验。结果表明,在磨矿细度为-45μm占85%给料下,以Z-200为粗选Ⅰ作业的捕收剂,快速浮选能直接获得含铜为27.57%、回收率为56.97%的铜精矿;以WP为粗选Ⅱ和扫选作业的捕收剂,并采用Na2S对矿浆进行硫化,调节p H为9.4,能获得含铜为17.32%、回收率为30.05%的铜精矿。混合后能获得含铜为22.89%,回收率为87.02%的最终铜精矿,同时渣选尾矿含铜降至0.23%。 相似文献
9.
氰化尾渣中锌浮选的研究 总被引:1,自引:1,他引:0
本次研究是在充分研究了氰化渣中的闪锌矿的矿物特性以及药剂对闪锌矿作用机理的基础上 ,采用电化学分析手段 ,提出了用YO作为闪锌矿调整剂 ,消除氰化物对闪锌矿的抑制作用 ,降低硫酸铜的消耗 ,从而实现了闪锌矿良好的浮选效果。工业试验锌精矿锌品位及回收率分别可以达到5 6 49%和 86 63 % ,现已应用于工业生产 相似文献
10.
新疆某金矿的浮选精矿经生物氧化,氧化渣再氰化提金后,氰化渣中金银含量仍较高。针对该氰化渣进行了重选和浮选试验,确定了碳酸钠 水玻璃作组合调整剂、硫酸铜作活化剂、异戊基黄药 丁铵黑药作组合捕收剂、RB-3作起泡剂的药剂制度,以及二次粗选、三次精选的开路流程。氰化渣金、银品位分别为7.40 g/t和24.96 g/t时,开路试验可获得精矿中金品位24.68 g/t,回收率61.30%;银品位67.21 g/t,回收率47.47%的较好指标。浮选精矿产品的X射线衍射结果表明,氰化渣中载金矿物为未氧化的白铁矿和黄铁矿,且脉石矿物的粒度极细,直接影响精矿的浮选指标。 相似文献
11.
12.
铜矿开采导致的铜尾矿堆存问题对社会安全和生态环境产生巨大隐患,提高铜尾矿中有利元素的回收对消耗铜尾矿,解决资源困境有重要的现实意义。云南某选冶厂尾矿库堆存近5×106 t品位为0.43 %左右的混合型铜尾矿,根据硫化铜和氧化铜矿物之间可浮性的差异,对磨矿细度、药剂优化及全流程开路和闭路循环试验进行研究,最终,确定采用“粗选硫化铜矿,扫选氧化铜矿,分别精选提高铜品位”的混合型铜尾矿异步浮选工艺流程,全流程闭路试验获得硫化铜精矿铜品位18.32 %,铜回收率26.84 %,对硫化铜矿物综合回收率为82.44 %;氧化铜精矿铜品位18.15 %,铜回收率31.66 %,对氧化铜矿物综合回收率为48.62 %;铜精矿综合回收率为58.50 %的良好指标,探索出一套技术可行,生产效益高的混合型铜尾矿处理工艺,具有重要的现实意义和技术参考。 相似文献
13.
14.
从铜矿尾矿中回收重晶石的实验研究 总被引:2,自引:0,他引:2
为实现浙江平水铜矿无尾矿生产, 针对尾矿的性质, 展开了从尾矿中回收重晶石的研究。由筛析结果可知, 尾矿中的重晶石主要富集在细粒级, 因此直接采用-0.074 mm粒级进行浮选重晶石的研究。先进行脱硫, 脱硫后的尾矿浮选回收重晶石。原硫酸钡品位为11.53%时, 以碳酸钠为调整剂, 硅酸钠为抑制剂, 十二烷基硫酸钠和油酸为捕收剂, 可获得硫酸钡品位91.68%, 回收率80.41%的重晶石, 有效回收了尾矿中的重晶石, 为无尾矿生产提供有力的技术支持。 相似文献
15.
浮铜尾矿回收铁的试验研究 总被引:1,自引:1,他引:1
针对某铜矿山尾矿库堆存的尾矿,经过浮选处理后的浮选尾矿产品进行回收铁的试验研究。在工艺矿物学研究的基础上,采用弱磁选—强磁选—粗精矿再磨精选工艺流程,闭路试验获得了铁品位44.15%、铁回收率52.45%的铁精矿。 相似文献
16.
铜矿山老尾矿综合回收铜金银浮选技术研究 总被引:1,自引:4,他引:1
针对某铜矿尾矿库堆存的老尾矿铜氧化率高及部分硫化铜表面存在不同程度的氧化等特点,采用表面处理与活化及高效捕收剂浮选技术强化表面(半)氧化硫化铜浮选。闭路试验获得了铜品位12.02%、含金9.02 g/t、含银82.72 g/t、铜回收率51.22%、金回收率54.72%、银回收率23.87%的铜精矿。 相似文献
17.
针对某堆积老尾矿有价矿物种类繁多、嵌布粒度细,解离困难,含泥高的特性,制定了磨矿擦洗-先硫后氧原则技术方案,通过优化浮选条件及筛选药剂等措施克服不利因素,实现了目的矿物有效回收,实验室试验获得总铜精矿铜品位11.35%、铜回收率为51.42%,并回收了金银等有价元素,该研究为难选堆积铜尾矿综合利用提供了技术支撑. 相似文献
18.
铜冶炼渣浮选会产生大量尾矿,尾矿中的铁含量远高于我国铁矿石的平均品位。为了实现铜渣选铜尾矿的资源化利用,选取云南某炼铜企业的铜渣选铜尾矿作为原料,无烟煤作为还原剂,采用煤基还原的方法制备微电解填料;并研究填料制备工艺条件对其处理甲基橙的影响。结果表明,在焙烧温度1 300 ℃、焙烧时间60 min、无烟煤用量为铜渣选铜尾矿质量30%的条件下制备的填料对甲基橙降解的效果最好,提高填料用量可以增加降解效果。在甲基橙初始pH值为2~10的条件下,用填料处理30 min,甲基橙的脱除率接近100%。 相似文献