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相似文献
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1.
为减少泥质矿物对孔雀石浮选的影响,采用预先脱泥浮选工艺,对某高氧化率、含泥量大的难处理氧化铜矿石进行试验研究,对于预先脱泥浮选工艺,细泥脱除率为9.42%的情况下,能获得综合铜精矿品位为27.16%,脱除的细泥作为产品转入湿法浸出作业,铜的浸出率能达到94.30%,折算成全流程的铜的回收率为12.02%,所以全流程的铜综合回收率为85.46%,与原矿直接浮选工艺对比,浮选综合铜精矿品位提高了3.88%,铜综合回收率提高了6.32%,充分说明了预先脱泥浮选-矿泥浸出的选冶联合工艺的效果。而且原矿经过旋流器预先脱泥处理后,在保证铜精矿回收率的同时,包括氟硅酸钠、硫化钠和捕收剂在用量上都有较大的降低空间,充分说明了预先脱泥浮选工艺的效果。  相似文献   

2.
针对云南某难选氧化锌矿进行了浮选研究,试验结果表明硫化胺法不适宜该氧化锌矿石的浮选.对含锌6.1%,铅2.3%的原矿硫化—浮选铅后的尾矿,采用捕收剂C08,抑制剂GZT浮选该氧化锌矿物时效果较好,闭路试验可获得锌精矿品位为23.15%,回收率为59.20%的浮选指标.  相似文献   

3.
云南普洱某难处理氧化锌矿的选矿试验研究   总被引:3,自引:0,他引:3  
针对云南普洱某含泥且含锌方解石的氧化锌矿,对原矿采取了直接浮选法、摇床重选处理后再浮选、磨矿后脱泥再浮选及磨矿前脱泥再浮选等不同的选别方法回收氧化锌。试验结果表明,对含泥量大的氧化锌矿采用直接浮选法,矿石难以选别;采用摇床处理后再浮选法,摇床过程锌损失较大,摇床作业回收率只有50.00%,导致锌总回收率只有40.50%;对原矿磨矿后脱泥处理后再浮选,锌的回收率较重选法提高了18.70个百分点;采用磨矿前脱泥后再浮选的选别流程,较之原矿磨矿后脱泥再浮选,锌品位及回收率分别提高了9.46个百分点和8.30个百分点。采用磨矿前脱泥的氧化锌浮选新工艺已经在工业上获得了成功应用,生产指标稳定,精矿锌品位达到37.21%,锌回收率达到64.97%。  相似文献   

4.
针对云南兰坪低品位氧化锌矿矿石质脆、矿泥含量大、钙镁等碱性脉石含量高等特点,采用预先脱泥—硫化—铵法浮锌的全流程开路工艺流程,选用新型捕收剂HHA,组合使用水玻璃和六偏磷酸钠作为脉石抑制剂和矿泥分散剂,获得了锌品位为34.08%,回收率为65.29%的氧化锌精矿。  相似文献   

5.
铜镍硫化矿浮选预脱泥的试验研究   总被引:6,自引:0,他引:6  
喀拉通克铜镍硫化矿中的滑石及蛇纹石化橄榄石等易浮脉石矿物的存在,严重干扰了铜镍矿物的浮选,不仅增加了药剂消耗,而且影响了浮选指标。通过工艺矿物学和脱泥试验研究,采用新型MB起泡剂浮选预脱泥,减轻了矿泥对锡镍选别的影响,显降低了药剂成本。  相似文献   

6.
某难选萤石矿低温浮选试验研究   总被引:3,自引:1,他引:3  
内蒙古某萤石矿属石英型细粒嵌布萤石,在研究内蒙古某萤石原矿性质与特征的基础上,通过系统的选矿试验研究,确定了"一粗七精",在碱性条件下(pH=9.0)粗选,在弱酸性条件下(pH= 6.0)精选,粗选和精选Ⅰ排尾,中矿集中返回到精选Ⅰ的工艺流程.在低温下,通过在精Ⅲ补加捕收剂,可获得与常温下接近的浮选指标.15℃闭路浮选可获得含CaF2品位β=98.34%、回收率ε=87.42%的优质萤石精矿,在5℃开路浮选也能得到CaF2品位β=97.70%的二级萤石精矿.  相似文献   

7.
针对四川某氧化锌矿锌含量偏低、氧化程度较深, 泥化严重的特点, 提出了“硫化锌优先浮选-尾矿摇床脱泥-氧化锌硫化浮选”工艺流程。在原矿锌品位为1.45%时, 可获得锌品位38.42%、锌回收率32.63 %的硫化锌精矿和锌品位31.24%、锌回收率35.73%的氧化锌精矿, 所得硫化锌精矿及氧化锌精矿累计锌品位为34.30%, 锌回收率为68.36%, 取得了较理想的选矿指标。  相似文献   

8.
对某CaF2品位30.70%的低品位难选萤石矿进行了浮选试验研究。以碳酸钠为调整剂、Na2SiO3为抑制剂、CM-10为捕收剂, 采用中矿集中处理方式代替中矿依次返回方式, 得到了CaF2品位98.03%、回收率48.73%的萤石精矿和CaF2品位93.46%、回收率29.59%的萤石次精矿。  相似文献   

9.
氧化锌矿的浮选现状与研究进展   总被引:2,自引:1,他引:1  
宋龑  刘全军  常富强 《矿冶》2012,21(2):19-22
根据国内外近年来的相关文献,对氧化锌矿新型浮选药剂和选矿新工艺进行了综合评述,认为更有效的新型浮选药剂和浮选流程新工艺的研究是氧化锌矿浮选研究的正确发展方向。  相似文献   

10.
刘广宇 《现代矿业》2010,26(12):33-34
矿泥的存在严重影响从尾矿中回收白钨与氧化钼。试验研究表明,在机械脱除产率占4%的矿泥后,采用新研制的捕收剂,可取得混合精矿中含WO3 7.49%、Mo 3.80%,回收率WO 3 65.80%、Mo 67.15%的指标。  相似文献   

11.
难选氧化锌矿浮选过程中脱泥作业的生产实践   总被引:3,自引:0,他引:3  
氧化铅锌矿石嵌布粒度比较细、含泥比较高,为消除矿泥对选别流程的影响,一般需在选别前进行脱泥,采用旋流器两段闭路脱泥工艺流程在难选氧化锌浮选过程中应用后,取得了满意的效果,浮选氧化锌精矿的品位可以达到25.80%,回收率达到83.56%,尾矿品位为1.58%。两段闭路脱泥工艺对于稳定选别流程,提高选别指标具有重要的意义。  相似文献   

12.
低品位块状氧化锌的浮选试验研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
采用硫化胺法对块状低品位氧化锌矿进行了浮选试验研究,分别考察了磨矿细度、硫化钠用量、六偏磷酸钠和十八胺用量等因素对氧化浮选指标的影响。试验室试验和工业试验结果表明采用硫化胺法能够有效实现块状低品位氧化锌的浮选,在原矿锌品位为5.5%条件下,精矿锌品位达到39.66%,浮选回收率达到85.59%。  相似文献   

13.
某难选氧化铅矿石选矿试验研究   总被引:2,自引:2,他引:2  
针对某高氧化率难选氧化铅矿进行了详细的浮选试验研究,采用"硫化铅浮选—脱泥—氧化铅浮选"流程处理该矿石,试验取得了良好的选矿指标,最终铅精矿铅品位54.28%,回收率70.00%。该技术为矿石的开发提供了技术依据。  相似文献   

14.
针对某难选铅矿进行了详细的小型试验研究,采用"硫化铅浮选—硫化铅浮选尾矿脱泥—脱泥后产品氧化铅浮选"流程获得了较好的选矿指标。硫化铅精矿品位65.58%、铅回收率34.04%、氧化铅精矿品位50.21%、铅回收率34.20%。最终铅精矿品位56.86%,铅回收率68.24%。  相似文献   

15.
石柱难选氧化铅锌矿石选矿工艺研究   总被引:2,自引:1,他引:2  
对原矿含-10μm达48.8%、氧化率95.4%、硅酸锌与铁酸锌占36%的难选低品位氧化锌矿石成功地进行了浮选。研究了矿泥、褐铁矿对浮选的影响,采用新的捕收剂组合,改善了浮选指标。  相似文献   

16.
兰坪氧化铅锌矿石中石膏的发现以及对选矿工艺的影响   总被引:3,自引:0,他引:3  
兰坪氧化铅锌矿的选矿长久以来是选矿界的难题。在查明该矿石物质组成的基础上,采用多种手段揭示了兰坪氧化铅锌矿中存在可溶性盐石膏,正是由于可溶性盐石膏的存在,致使矿浆中含有大量钙离子,钙离子比铅锌离子的活度更大,故与加入硫化钠中的硫离子优先生成硫化钙,从而致使在氧化锌矿物表面难以生成硫化锌,并消耗大量硫化钠。采取预处理措施将大部分石膏除去后,大大改善了氧化锌矿物的硫化效果,硫化钠用量显著降低。  相似文献   

17.
锡铁山氧化铅锌矿选矿工艺研究   总被引:6,自引:0,他引:6  
对锡铁山氧化铅锌矿进行了细致的工艺矿物学研究 ,揭示了该氧化铅锌矿难以选矿处理的原因 ,进行了系统的选矿试验研究 ,确定了适宜的工艺流程和最佳的浮选条件 ,以及开路试验和闭路试验。闭路试验结果表明 ,采用捕收剂GS -1、抑制剂CaO +ZnSO4 、矿泥分散剂NaCO3浮选该氧化铅锌矿 ,获得的铅精矿产率为 5 .5 9%、品位为45 .2 6%、回收率为 72 .48% ,锌精矿产率为 13 .64 %、品位为 45 .71%、回收率为 74.78% ,具有良好的开发利用价值  相似文献   

18.
氧化锌矿处理的研究现状   总被引:10,自引:2,他引:8  
论述了近年来国内外氧化锌矿处理现状,介绍了冶金方法处理氧化锌矿和氧化锌矿浮选药剂与浮选工艺以及强化硫化过程的研究现状。认为加强细粒氧化锌矿浮选理论和强化硫化过程研究,对于降低氧化锌矿石的选矿成本,提高资源综合利用率具有十分重要的意义。  相似文献   

19.
某难选氧化铜矿分步优先浮选和中矿处理工艺研究   总被引:5,自引:0,他引:5  
某难选氧化铜矿石氧化率和结合率高,原矿品位低,选别指标不理想。为了提高铜精矿指标,提出了分步优先浮选工艺流程方案。比较了中矿不磨、再磨再选和中矿浸出三种方案,其中以中矿浸出效果最好。新工艺的特点是,采用分步优先浮选可尽早回收易选的硫化铜和氧化铜,又可防止过磨;铜精矿品位达26.35%,回收率达70%。  相似文献   

20.
氧化铅锌矿因铅矿物溶解度大,造成矿浆中铅离子浓度高,容易活化闪锌矿。本文通过在球磨时添加硫化钠来防止铅矿物的活化,从而实现铅锌的无氰分离,取得了较佳的选别效果。  相似文献   

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