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王洪胜 《有色金属(选矿部分)》1982,(5)
<正> 目前,柴河铅锌矿选矿厂入选矿石为铅锌混合矿石。近年来,由于入选矿石品位逐年降低,氧化率逐年增高,选矿回收率逐年下降,致使我们将先选硫化矿物后选氧化矿物(以下简称为先硫后氧)流程改为铅的硫化矿物和部分铅氧化矿物混合浮选,难选氧化铅调浆再选的流程(以下简称铅的部分硫氧混合浮选),选矿技术指标得以不断提高。 相似文献
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四川某铅锌矿主要回收元素为铅、锌。根据该矿石中铅锌矿石的矿物组成和有用矿物嵌布特征,此次试验采用先铅后锌的优先浮选流程,实现了铅、锌的有效分离回收。获得了铅品位和回收率分别为58.51%和69.22%的铅精矿,锌品位和回收率分别为49.38%和90.29%的锌精矿。 相似文献
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别洛乌索夫斯克选矿厂处理复杂的多金属矿石,矿石中硫化物含量达40%,其中多半是黄铁矿(占25%)。矿石中铅92~94%是方铅矿;锌97%是闪锌矿;铜88%是黄铜矿。矿石中其他矿物有:黝铜矿、斑铜矿、辉铜矿和铜兰。矿石含重晶石达12%。目前,该选矿厂是按全苏有色金属矿冶科学研究所1961年设计的混合浮选流程进行生产(见图1)。流程的特点是,不解吸混合精矿颗粒表面的捕收剂;流程中有锌再浮选工序。混合精矿大部分经液相更换(在浓密机中加清水洗涤)之后,加氰化物和硫酸锌进行再磨,并送往铅-铜浮选工序。在这个作业中氰化物的用量为140~150克/吨。 相似文献
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金属矿床的矿石综合利用,是矿物加工过程中非常重要和复杂的问题。重介质浮选联合流程,可以成为处理铅、锌、硫矿石时,提高选别综合技术经济指标的有效方法之一。针对南京铅锌银矿的矿石特性,采用重浮流程和单一浮选方案的对比试验表明,通过重介质预选,可以丢弃占原矿产率20.30%的粗粒尾矿作为井下充填骨料,提高了选矿设备的生产能力,其重介质预选后的浮选给矿品位, 相似文献
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在矿床地质研究和选矿试验的基础上,认为内蒙古某矿应该采用综合工业指标,且当量关系应该根据回收率和尾矿品位制定。选矿流程显示主要产品为铜精矿、锌精矿、铅精矿和锡精矿,由两个主要系列产出,铜精矿、锌精矿和铅精矿采用浮选,而锡精矿需要在浮选基础上进行磁选和重选(主要是重选)。选取两个主元素进行当量:含锡矿石当量到锡,选矿流程为浮选、磁选和重选;不含锡矿石当量到锌,选矿流程为浮选。 相似文献
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陈乃瑛 《有色金属(选矿部分)》1985,(4)
<正> 我矿选矿厂处理多金属硫化铅锌矿石。1980年6月以来,改单一捕收剂为混合捕收剂,药剂单耗大幅度下降,提高了选别指标,降低了选矿成本,获得了比较好的经济效益。 (一)矿石性质矿石主要金属矿物为方铅矿、闪锌矿及黄铁矿;脉石矿物主要为方解石,其次为白云石。矿物以致密块状结构为主,也有条带状和斑点状结构。有用矿物嵌布粒度较细且不均匀。嵌布粒度一般为0.001—0.8毫米。 (二)生产流程、工艺条件及指标磨矿为一段闭路流程;浮选流程为铅硫混合浮选,其尾矿再选锌,铅硫分离的部分混合浮选流程。磨矿细度为70—75%-200目。铅硫混合浮选循环添加碳酸钠、硫酸锌、硫代硫酸钠、乙基黄药及二号油,矿浆pH值7—9。选锌循环添加石灰、硫酸铜、丁 相似文献
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兰坪氧化铅锌矿浮选新工艺研究 总被引:14,自引:5,他引:14
文中描述了兰坪氧化铅锌矿石浮选新工艺的研究。在传统硫化-浮选法基础上,使用新的选择性较高的药剂(PN捕收剂;BD_1和BD_2抑制剂)制订了新的优先浮选工艺。使用该工艺处理兰坪氧化铅锌矿石,不仅解决了铅、锌矿物与脉石矿物的分离,而且获得了单一金属精矿,同时分别提高了铅、锌回收率。特别是在BD_2抑制剂和六偏磷酸钠配合情况下,显著改善了氧化锌矿物与方解石、石类、褐铁矿和粘土等矿物的分离。在闭路试验中,锌总回收率达到80.17%,其中,氧化锌精矿品位为Zn35.71%,锌回收率65.83%。文章讨论了影响氧化铅、锌矿物浮选的主要参数。 相似文献
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余礼扬 《有色金属(选矿部分)》1989,(4):44-45
<正> 试样系含碳含铁高锌低铅氧化矿。矿石普遍被铁污染,对浮选极为不利。试验采用优先浮铅,然后浮锌依次精选的原则流程,针对提高氧化锌矿物选矿指标进行了探索。初步考察证明,改变原药剂制度,能取得较好指标。欲获得九级品以上(品位40%)的锌精矿,在浮氧化锌矿物之前,预先脱除一定量粒级的细泥,配合适当加温浮选是可以达到的。(一)试样的物质组成及理化性质试样为高氧化率铅锌矿石,矿石结构构造复杂,矿物间共生关系密切,且彼此呈包裹穿插交代等状态存在。金属矿物有菱锌矿、褐铁矿(针铁矿、水铁矿)、白铅矿、闪锌矿、赤铁矿、菱铁矿、异极矿、黑锌锰矿、铅矾,微量矿物有黄铜矿、铜蓝等;脉石矿物有石 相似文献
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某铅锌矿选矿工艺试验研究 总被引:2,自引:3,他引:2
该铅锌矿为深度氧化矿石,其中铅的氧化率达38%,锌的氧化率达49%,众所周知,铅锌的氧化矿物较难回收利用,试验表明采用优先浮选铅再浮选锌的浮选工艺,流程合理,技术指标较高,闭路试验可获得含铅大于70%、锌小于3%的高质量硫化铅精矿,含锌大于53%、铅小于1%的硫化锌精矿,达到铅锌分离的目的。硫化铅浮选尾矿经浮选脱除氧化铅,以降低锌入选原料的含铅量,为降低锌精矿中铅的含量创造了条件;氧化锌采用重选回收,工艺可行。 相似文献
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铜矿石呈胶结状的矿物矿化,在比较细磨时,仍产生大量的连生体。为了浮选这种连生体,结合使用高级黄药和烃类油。再磨中矿的浮选借助添加矿砂产品得到了加强,后者是这种泥化矿粒的背负体。采用泥、砂和中矿一起分别浮选的发展流程和这样药剂添加制度,可以获得品位40~50%、回收率为95%的高级铜精矿。复合矿石这种矿石的特点是方铅矿和闪锌矿与斑铜矿和辉铜矿共生。本文叙述了采用以前制订的混合浮选工艺来选别这种类型的矿石;之后在使用锌氰络合物抑制斑铜矿和辉铜矿的基础上分离混合精矿。这种工艺可以通过下述方法得到改进和稳定指标: 1)采用阶段磨矿和使用棒磨机; 2)使用适于浮选粗粒矿物的浮选机(泡沫分离浮选机、振动式浮选机); 3)根据矿石的铜品位,自动添加抑制剂。已证实由于锌氰络合物与斑铜矿、辉铜矿相互作用,在矿物表面上生成了硫化锌,导致了它们被抑制。矿浆浓度和温度增高,大大加速泥化辉铜矿和锌氰络合物之间的相互作用,其结果使锌氰络合物分解并转换成不活泼的铜锌络合物,降低了分离的选择性。为了提高分离的选择性,对于辉铜矿含量高的矿石,制订了一种特殊工艺。按照这种工艺,采用亚砜盐和硫酸锌抑制锌和铅的硫化物。在混合浮选之前,分选出泥化辉铜矿。闪锌矿和铜矿物作为铅浮选的尾矿,在排除脉石之后,可从产品中浮出,而铜矿物是采用铁氰化物抑制。采用这样的工艺和药剂制度,可得回收率达75%的铅精矿和回收率为90%的铜精矿。也表明有可能得到高品位的锌精矿。 相似文献
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文章介绍了我国某稀土矿的矿物组成、嵌布特性。根据矿物嵌布特征与共生矿物的可选性差异,拟定了混合浮选—优先浮选稀土的工艺流程。该流程的实质是在中等碱性介质(pH=9~10)采用氧化石腊皂作捕收剂,水玻璃作铁矿物硅酸盐矿物的抑制剂,把萤石稀土方解石等易浮矿物混合浮选在一起,使其与铁 相似文献
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介绍了铅离子活化对矿物浮选行为的影响及机理。经典的活化浮选理论认为:铅离子羟基络合物或氢氧化铅沉淀是有效活化组分,铅离子组分(Pb(OH)~+和Pb(OH)_2(aq))优先吸附在矿物表面活化矿物表面位点,有利于捕收剂吸附。最新研究结果表明,铅离子组分与捕收剂组分反应形成金属—有机配合物(PbCollector),其在矿物浮选过程中发挥了极大的作用,并在捕收能力和选择性方面体现了极大的潜力。总结阐述了铅离子活化的经典理论及新进展,将"金属离子配位调控分子组装"引入矿物浮选过程中金属离子活化或抑制领域,为全面理解金属离子对矿物浮选行为的影响提供参考,并为新型金属有机配合物浮选药剂的开发提供新的思路。 相似文献
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<正> 广西佛子冲铅锌矿古益选矿厂入选矿石的金属矿物主要以闪锌矿、铁闪锌矿、方铅矿、磁黄铁矿为主,次为黄铁矿、黄铜矿、磁铁矿等;脉石矿物以石英、绿帘石、钙铁辉石为主;原矿品位Pb3.34%、Zn3.16%、Cu0.23%。浮选工艺采用丁基铵黑药铅铜混合浮选再分离,尾矿选锌流程。铜铅分离采用羧甲基纤维素(CMC)抑铅浮铜工艺。铅锌精矿分别进入φ12m浓密机、铜精矿进入φ6m浓密机进行浓缩后过滤。生产中铅浓密机溢流跑浑现象相当严重,据测定溢流中固体含量达3.0g/L,溢流量5.5m~3/h,品位铅60%,银500g/t,年损失金属铅71t, 相似文献