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相似文献
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1.
某低品位铀矿石含铀155g/t,经过重选抛尾、粗精矿磁选回收铁、铅银浮选后可获得铀品位为377g/t的浮铀给矿。采用正浮选工艺对其中主要有用矿物——铌钛铀矿进行了回收,并综合回收了稀土矿物。结果表明,经过两次粗选、两次精选、一次扫选闭路试验流程可获得铀品位5 465g/t、二氧化铈品位5 406g/t,铀作业回收率89.04%、二氧化铈作业回收率69.29%的铀精矿。  相似文献   

2.
某重选尾矿粒度极细,大部分分布在-20μm,铀品位为162 g/t,主要含铀矿物为铌钛铀矿,放射性超标,属于危废。为高效回收该重选尾矿中的微细粒含铀矿物,在大量试验研究的基础上最终确定了弱磁—絮凝—直接正浮选的选矿工艺流程。试验结果表明:可得到铀品位为1 848 g/t、铀回收率为65.18%的铀精矿,铀精矿铀的富集比达到了11倍;该研究首次实现了铌钛铀矿的直接正浮选,浮少抑多,大幅降低了尾矿的放射性,有利于环保,综合效益显著。  相似文献   

3.
研究了某钼铀矿矿物特征,对其采用“原矿硫酸浸出,浸液钼铀萃取分离;浸渣浮选,浮选混合精矿水冶”处理,可获得含钼40.77%、回收率85%的钼酸钙,含铀70.37%、回收率88%的重铀酸铵,含金24.6g/t、含银490g/t、金回收率90%、银回收率36.8%(挥发部分未计)的金银精矿.钼产品与金银精矿放射性强度均达到国家标准.  相似文献   

4.
复杂铜铅锌银多金属硫化矿选矿试验研究   总被引:4,自引:0,他引:4  
范娜  李天恩  段珠 《矿冶工程》2011,31(4):48-50
对某复杂铜铅锌银多金属硫化矿进行了选矿试验研究。依据矿物特性, 采用铜铅部分混合浮选、混合精矿铜铅分离、混合浮选尾矿再选锌的工艺流程, 可获得铜精矿铜品位23.37%、铜回收率63.99%, 铅精矿铅品位71.68%、铅回收率90.34%, 铅精矿含银1 189 g/t、银回收率78.04%, 锌精矿锌品位52.38%、锌回收率75.98%。试验所获技术指标理想, 为该矿石的开发利用提供了有效途径。  相似文献   

5.
本文介绍了某铜铅锌多金属硫化矿的浮选试验。矿石中有用矿物为闪锌矿、方铅矿、黄铜矿等,其他矿物有黄铁矿、磁黄铁矿、白铁矿以及少量菱锌矿、铜蓝、铅钒等矿物,并伴生大量的银。本试验采用了铜铅混合优先浮选-混合精矿再磨-铜铅分离-铜铅尾矿再选锌的优先浮选流程,并且综合回收了银。试验中探索了药剂的组合使用,在保证选矿指标的前提下,又节省了成本。。原矿经过一粗-两次混合精选-铜铅分离流程得到铜精矿品位25.65%,铜回收率73.25%,银回收率2.47%;铅精矿品位46.59%,铅回收率87.78%,银回收率82.23%。铜铅尾矿经过一粗二精一扫的流程,得到了锌精矿品位38.19%,锌回收率86.64%,银回收率7.44%,银的综合回收率达到92.14%。  相似文献   

6.
对云南某地铅锌银多金属硫化矿进行浮选试验研究。原矿入选品位Pb 2.98%、Zn 3.92%、Ag 33.5g/t。采用铅硫混浮-铅硫分离-尾矿浮锌的工艺流程,闭路试验获得了铅精矿产率4.46%、含Pb 52.29%,含Zn 4.34%,铅回收率84.53%;锌精矿产率6.20%、含Zn 54.57%,含Pb 0.78%,锌回收率85.27%;富集在铅精矿中Ag 211g/t、银回收率28.38%的选别指标。  相似文献   

7.
云南某复杂铅锌银硫化矿综合回收试验研究   总被引:6,自引:3,他引:3  
根据云南某复杂铅锌银多金属硫化矿石的原矿性质进行浮选试验研究。采用石灰抑制含铁矿物,新型抑制剂YZN抑制锌,新型捕收剂BPB捕收铅;以硫酸铜作为选铅尾矿中锌矿物的活化剂,丁基黄药作为锌矿物捕收剂,可以实现铅锌的高效分离,同时将大部分伴生银富集到铅、锌精矿中。在开路试验的基础上进行了实验室小型闭路试验,获得铅精矿品位50.45%、铅回收率86.16%,锌精矿品位50.38%、锌回收率71.80%的选别指标,银在铅精矿中的品位及回收率分别为3062.33 g/t和60.63%,银在锌精矿中的品位及回收率分别为1 008.48 g/t和19.34%。  相似文献   

8.
福建某铅锌浮选尾矿中铅、锌、银的品位分别为0.23%、2.11%、36.3 g/t,其中锌和银有较高回收价值。该尾矿中主要金属矿物为闪锌矿、黄铁矿和方铅矿,非金属矿物以方解石和石英为主。针对矿石特点,采用优先浮选开展工艺优化试验。结果表明:在磨矿细度为-0.074 mm占69.92%的条件下,以石灰为pH调整剂,硫酸锌为抑制剂,乙硫氮为捕收剂,2#油为起泡剂,经1粗3精1扫浮铅,可获得铅品位4.56%、银品位320 g/t,铅回收率15.55%、银回收率6.63%的银铅精矿;针对选铅尾矿,以石灰为pH调整剂,硫酸铜为活化剂,丁基黄药为捕收剂,2#油为起泡剂,经1粗3精2扫浮锌,可获得锌品位37.32%、银品位152 g/t,锌回收率73.25%、银回收率18.80%的锌精矿。试验指标较好,可为该尾矿的综合利用提供数据支撑。  相似文献   

9.
山西某含金多金属硫化矿石中的主要金属矿物为银金矿、黄铁矿,其次为闪锌矿、方铅矿,黄铜矿等少量;脉石矿物主要为石英,其次为钾长石、绢云母等。金主要以银金矿独立矿物的形式存在,银主要以含银硫化物形式存在,铅主要以方铅矿形式存在,锌主要以闪锌矿形式存在,黄铁矿作为金、银的主要载体矿物之一,其粒度较粗。现场采用碱性环境下优先混浮金铅,再浮选锌的流程回收金、银、铅、锌,不仅金回收率较低,且铅、锌精矿互含严重。为确定该矿石的高效、合理选矿工艺进行了选矿试验。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占65%的情况下,采用尼尔森选矿机重选选金,重选尾矿偏碱性环境下1粗1精1扫金铅混浮,金铅混合精矿1次浮选分离,混浮尾矿1粗2精1扫浮选选锌,中矿顺序返回流程处理,最终获得金品位为264.53 g/t、含银1 042.50 g/t、金回收率为49.67%、银回收率为5.67%的重选砂金,金品位为42.35 g/t、含银998.36 g/t、含铅21.31%、金回收率为24.78%、银回收率为16.93%、铅回收率为23.61%的浮选金精矿,铅品位为59.61%、含金23.10%、含银3 745.20 g/t、铅回收率为63.08%、金回收率为12.91%、银回收率为60.68%的铅精矿,以及锌品位为46.35%、锌回收率为88.21%的锌精矿,较好地实现了金、铅、锌、银的分离与回收。浮选前增设尼尔森选矿机回收金和更弱的碱性环境、更高效的锌矿物抑制剂TQ11是实现金高效回收、解决铅锌精矿互含问题的关键。  相似文献   

10.
冯晓燕  姜涛  赵志强  路亮  白洁 《矿冶》2020,29(5):50-56
某富银铅锌多金属矿, 银、铅、锌的品位分别为225 g/t、3.26%、1.14%,所含矿物以硫化矿为主,另含有少部分氧化矿。为更好的回收细粒嵌布的银矿石,本文通过选用BK809作为硫化银铅捕收剂、采用“硫化银铅浮选—锌硫混合浮选再分离—锌硫混浮尾矿再选氧化铅”工艺、并对硫化银铅精矿进行再磨处理,闭路试验获得了以下指标:铅总精矿中金品位3.56g/t、金回收率49.94%、银品位3777g/t、银回收率71.22%、铅品位55.57%、铅回收率71.73%;锌精矿中锌品位53.60%、锌回收率69.46%;硫精矿中硫品位40.90%、硫回收率45.79%,实现了矿石综合回收。  相似文献   

11.
对含铅0.48% 、锌0.75%、银90.00 g/t的山西某铅锌银多金属矿进行了选矿试验研究。采用铅银混浮-锌浮选工艺,在磨矿细度-0.074 mm粒级占80%条件下,以水玻璃为调整剂、硫酸锌+亚硫酸钠为锌矿物抑制剂、BK906和BK903G为组合捕收剂、BK-201为起泡剂,优先选铅银,选铅银尾矿以石灰为调整剂、硫酸铜为活化剂、丁基黄药为捕收剂选锌,可获得铅品位27.54%、铅回收率76.47%、银品位5252.5 g/t、银回收率73.03%、锌品位3.87%的铅银混合精矿和锌品位54.96%、锌回收率71.00%、银品位359.6 g/t的锌精矿。  相似文献   

12.
江西某铅锌银多金属硫化矿石选矿工艺研究   总被引:2,自引:0,他引:2  
江西某铅锌银多金属硫化矿石中铅主要以方铅矿形式存在,锌主要以闪锌矿形式存在,银主要以银黝铜矿、辉银矿、深红银矿等形式与方铅矿密切伴生。为合理开发该矿产资源,对其进行了选矿工艺研究。结果表明,在-0.074 mm占78%的磨矿细度和石灰形成的pH=11碱性条件下,以乙硫氮+丁铵黑药为铅银矿物的捕收剂、ZnSO4+Na2SO4为锌矿物的抑制剂优先浮选铅及伴生银矿物,浮铅银尾矿以硫酸铜为活化剂、丁黄药为捕收剂浮选闪锌矿,可获得铅品位为57.05%、铅回收率为88.11%的铅精矿和锌品位为48.31%、锌回收率为86.29%的锌精矿,银在铅、锌精矿中的总回收率达到87.99%。  相似文献   

13.
东鞍山烧结厂浮选尾矿TFe品位为22.82%,FeO含量为9.87%,SiO2的含量为51.24%,S和P含量较低,均为0.03%,属于低硫、低磷、高硅型铁尾矿。此外,该尾矿-0.038 mm粒级含量高达56.44%,同时铁矿物主要集中在该粒级中,铁分布率达到67.62%。为了实现该铁尾矿的高效回收利用,本试验采用搅拌磨磨矿—弱磁选—强磁粗选—强磁精选—反浮选流程开展了系统的试验研究。结果表明:在搅拌磨磨矿细度为?0.038 mm占95%、弱磁选磁感应强度95 kA/m、强磁粗选磁场磁感应强度796 kA/m、强磁精选磁场磁感应强度398 kA/m的条件下,可获得TFe品位为38.20%、TFe回收率为63.51%的混合磁选精矿指标;将混合磁选精矿在矿浆温度40 ℃、矿浆pH值为11.5、淀粉用量1000 g/t、CaO用量900 g/t、粗选捕收剂TD-2用量600 g/t、一次精选捕收剂TD-2用量为300 g/t、二次精选捕收剂TD-2用量为300 g/t的条件下进行反浮选,闭路试验可获得TFe品位为62.34%、TFe作业回收率为55.10%的浮选精矿。全流程TFe回收率为35.00%,综合尾矿TFe品位为17.01%。试验结果可为东鞍山浮选尾矿中的铁矿物高效选矿回收提供指导。   相似文献   

14.
张斌  冯炎飞  王雪彬 《现代矿业》2016,32(10):48-50
陕西某金矿选厂外购金矿氰化尾渣回收金,尾渣金品位2.21 g/t,载金矿物黄铁矿部分氧化,浮选提金难度较大。为确定合适的活化剂,进行硫酸铵和硫酸铜浮选活化试验。结果表明,该尾渣磨矿至-0.044 mm 92%进行 3粗1扫-粗精矿合并精选提金,使用硫酸铵作活化剂可获得金品位33.80 g/t、回收率39.79%的精矿。相比硫酸铜,精矿金品位和回收率分别提高了6.9 g/t、1.07个百分点,且尾矿硫含量更低。因此可以使用硫酸铵代替硫酸铜作为该金矿氰化尾渣浮选的活化剂,且经济效益显著,可供类似尾渣浮选回收金参考。  相似文献   

15.
某铜铅锌矿清洁浮选技术研究   总被引:3,自引:2,他引:1  
对某嵌布粒度不均匀的铜铅锌多金属矿进行了选矿试验研究。采用铜铅混选-铜铅分离-尾矿选锌的浮选工艺流程, 采用硫化钠作铜铅分离调整剂, 可得到含铜19.87%、铜回收率83.46%的铜精矿, 含铅54.19%、铅回收率83.57%的铅精矿和含锌52.57%、锌回收率89.39%的锌精矿。矿石中的伴生银大多富集于各浮选精矿中, 银在铜、铅和锌精矿中的含量分别为165.2, 537.6和15.1 g/t, 银总回收率77.19%。各有价金属都得到了很好地回收。  相似文献   

16.
新疆某富铁铅银矿石氧化率高,矿石性质复杂,易泥化,导致有用矿物的有效回收异常困难。试验根据矿石特点,采用优先浮选工艺流程,组合用药强化铅、银回收,最终获得了铅品位60.12%、含银1 536.68 g/t,铅、银回收率分别为17.31%和61.55%的硫化铅银精矿和铅品位58.10%、含银2 569.97 g/t,铅、银回收率分别为36.83%和22.67%的氧化铅精矿,实现了铅和银的有效回收。  相似文献   

17.
彭建  张建刚 《金属矿山》2019,48(1):78-82
西藏某浸染状次生硫化铜矿石铜品位为1.86%,原生硫化铜占总铜的15.05%,次生硫化铜占总铜的76.88%,主要铜矿物为斑铜矿、黄铜矿,其他金属矿物有黄铁矿、磁黄铁矿等;脉石矿物以石榴石、辉石、石英等为主。为了确定该矿石中铜、金的适宜回收工艺,进行了选矿试验。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占70%的情况下进行1粗2精快速浮选,1粗2扫常规浮选,快速精选1尾矿与常规粗选精矿合并再磨至-0.038 mm占80%的情况下进行1粗2精2扫铜硫分离,获得的快速浮选精矿铜品位为27.05%、金品位为8.28 g/t,铜、金回收率分别为60.79%、50.90%;常规浮选铜精矿铜品位为17.06%、金品位为5.02 g/t,铜、金回收率分别为29.81%、23.99%。快速浮选+常规浮选、快速精选1尾矿与常规浮选粗精矿再磨再选工艺流程既能避免铜矿物的过磨,保证铜的回收率,又可得到较高品位的铜精矿,获得较好的铜、金回收指标。  相似文献   

18.
针对云南大理某含碳铅银矿石, 采用先浮选脱碳后浮选铅银矿物的优先浮选工艺, 闭路试验获得了铅品位3.09%、银品位40.25 g/t, 铅损失率1.94%、银损失率2.12%的碳产品及铅品位63.68%、银品位753.66 g/t, 铅回收率94.84%、银回收率94.05%的铅精矿。有价元素铅和银得到了很好地回收。  相似文献   

19.
某铅锌浮选尾矿中,含有CaF2 21.13%,品位较高,具有一定的经济价值。为实现该尾矿中萤石资源的综合回收利用,分别进行了Na2CO3用量试验、抑制剂配比试验、单一捕收剂试验、组合捕收剂配比试验、组合捕收剂用量试验及浮选温度试验等条件试验。条件试验结果表明,当Na2CO3用量为400g/t,Na2SiO3用量为500g/t,腐殖酸钠用量为300g/t,组合捕收剂中油酸钠(OL)与石油磺酸钠(SPS)比例为2:1时,组合捕收剂用量为200g/t时,能取得较好的萤石浮选指标,且浮选结果受温度影响较小。在上述试验确立的药剂制度的基础上,进行了闭路试验,最终获得的精矿中萤石品位为品位97.32%,回收率为78.08%。  相似文献   

20.
洛阳某金矿石金含量达4.15 g/t,但金嵌布粒度细,且多以黄铁矿包体金形式存在,暴露解离较为困难,会影响金的回收。为给该矿石的开发利用提供依据,对其进行了选矿试验研究。在磨矿细度为-0.074 mm占66%条件下,经1粗2精2扫、中矿顺序返回闭路浮选,获得的金精矿金品位为52.25 g/t、回收率为85.90%,但尾矿仍含0.625 g/t的金。为提高金回收率,对原闭路浮选中间产品进行了分析,发现扫选1精矿中含有较多未单体解离的黄铁矿。为此,在原闭路浮选流程基础上,增加扫选1精矿再磨作业(-0.043 mm占68%),重新进行了闭路试验,最终获得了金精矿金品位为57.40 g/t、金回收率90.88%,尾矿含金0.4 g/t的指标,较原闭路浮选指标明显提高,证明中矿再磨是提高该金矿石选别指标的有效手段。  相似文献   

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