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相似文献
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1.
云南某低品位铜铅锌硫化矿石含铜0.20%、铅0.67%、锌2.32%,并伴生少量金银,矿石中铜主要以黄铜矿形式存在,铅主要以方铅矿形式存在,锌主要以闪锌矿形式存在。为了合理开发该资源,对其进行了选矿工艺研究。浮选试验结果表明,在-0.074 mm占80%的磨矿细度条件下,采用混合浮选铜铅-铜铅分离-选锌小型闭路试验流程浮选该矿石,获得了精矿品位为31.59%、回收率为72.23%的铜精矿;精矿品位为60.87%、回收率为85.94%的铅精矿;精矿品位为51.17%、回收率为85.07%的锌精矿;实现了铜铅锌的有效分离。  相似文献   

2.
任飞  李志锋  胡志刚  周南  高野  高杨 《黄金》2021,(8):61-66
针对内蒙古某含银铜铅锌多金属硫化矿石性质,开展了选矿试验研究.结果表明:采用部分混合浮选流程及适宜工艺条件,闭路试验可获得较好指标,铜精矿铜品位20.21%、铜回收率68.74%,含银11772.06 g/t、银回收率29.23%;铅精矿铅品位58.64%、铅回收率90.38%,含银2448.30 g/t、银回收率57...  相似文献   

3.
某难选铜铅锌多金属硫化矿的选矿工艺研究   总被引:2,自引:0,他引:2  
针对某铜铅锌多金属硫化矿的特征,通过多种方案的比较,采用铜铅优先浮选,水玻璃+亚硫酸钠+羧甲基纤维素组合抑制剂进行铜铅分离,铜铅混合浮选尾矿用硫酸铜活化后浮选锌矿物的试验方案,成功实现了铜铅的有效分离。获得了较佳的选矿指标。  相似文献   

4.
对四川某复杂高硫铜铅锌矿进行了工艺矿物学研究后,采用部分混合浮选流程,铜铅混浮—铜铅分离—混浮尾矿选锌,最终获得铜品位17.5%,回收率为51.80%的铜精矿,铅品位为60.10%、回收率为79.51%的铅精矿,锌品位为47.01%、回收率为78.64%的锌精矿,硫品位为38.92%、回收率为72.64%的硫精矿,同时铜铅分离生产验证试验取得良好指标。  相似文献   

5.
云锡锡石多金属硫化矿提高铜品位和回收率的研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
杨波  张文彬 《云南冶金》2000,29(4):16-18
通过对云锡有代表性的锡石多金属硫化矿13-2-1矿样的全面系统研究,提出了具有针对性的工艺措施,本文称其为AO法工艺,采用AO法工艺处理13-2-1矿样的混合浮选泡沫产品,可达到铜精矿品位18.89%,回收率90.11%的指标,该工艺对云锡锡石硫化矿有较强的适应性和稳定性,具有较好的工业应用前景。  相似文献   

6.
对某含银多金属硫化矿进行选矿试验研究.工艺矿物学研究表明:矿石中矿物组分复杂、矿物之间共生紧密,采用Z-200优先选铜,铜尾矿用QF-11优先选铅,铅尾矿经硫酸铜活化后,用丁黄药选锌的浮选工艺流程,可获得含铜20.02%、铜回收率69.30%、含银8150.32 g/t、银回收率55.01%的铜精矿,含铅55.70%、铅回收率81.86%、含银2400 g/t、银回收率37.80%的铅精矿,含锌50.56%、锌回收率81.26%的锌精矿.QF-11在低碱度条件下对铅矿物选择性较好,在选铅作业中,使用QF-11作为铅捕收剂,不仅可以避免使用大量石灰,也有利于贵金属银在铅精矿中的富集,提高伴生银的回收率.  相似文献   

7.
进行了多金属硫化矿综合回收有价金属的研究,采用先选出混合精矿,再用冶金方法分离提取有价金属的选冶联合工艺,Zn的回收率可达99%以上,Cu的回收率可达90%以上,98%以上的Pb得到回收,98%以上的Ag可以提取回收,元素硫产出率约70%。  相似文献   

8.
周涛  黄建芬 《甘肃冶金》2007,29(4):15-17,29
通过对内蒙古某铜银硫化矿进行选矿工艺研究,采用铜银硫混合浮选-混合精矿再磨-分离的原则流程,以石灰和TH-1联合抑制黄铁矿,石灰和次氯酸钙抑制砷矿物,乙基黄药作捕收剂,对铜银硫化矿具有选择性捕收的MB-102作捕收起泡剂,有效地回收了矿石中的铜、银矿物,铜银精矿中铜、银回收率分别达到83.07%和83.25%,同时,较好地控制了铜银精矿中的杂质含量。  相似文献   

9.
复杂铜铅锌硫化矿中铜回收浮选研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
乐毅 《湖南有色金属》2011,27(3):11-14,51
针对某复杂铜铅锌多金属硫化矿伴生铜矿物嵌布粒度细小,硫化铁矿物含量高的矿石性质,采用铜优先浮选工艺,应用硫酸亚铁、亚硫酸钠和硫酸锌组合抑制剂和Z-200号与乙黄药为捕收剂,结果表明:对含Cu 0.62%、Pb 7.45%、Zn 4.92%的试样,在粒度-0.074 mm为90%入选时,获得了含Cu 20.35%,回收率...  相似文献   

10.
针对内蒙古某含铜铅锌金矿矿石性质,提出了铜铅锌浮选—尾矿氰化浸金工艺流程。该文重点探讨了铜铅锌浮选分离部分,为该金矿资源的综合利用提供依据。通过铜铅混浮—铜铅分离—铜铅尾矿浮选锌的闭路流程,获得了相对较好的试验指标:铜精矿铜品位20.79%、铜回收率64.94%,铅精矿铅品位56.68%、铅回收率62.16%,锌精矿锌品位40.54%、锌回收率57.22%。  相似文献   

11.
针对安徽某金铅锌复杂多金属硫化矿选矿指标较低、药剂制度复杂且用量大等问题,分析了原矿的矿物组成及矿石性质,并开展了大量探索性试验,最后提出采用磁选脱除磁黄铁矿-金铅混合浮选-金铅分离浮选-尾矿活化选锌的原则流程处理该矿石。结果显示:闭路试验可获得金含量为43.68×10-6,回收率为46.12%的金精矿;铅精矿中金含量为162.00×10-6,回收率为35.39%,铅含量为38.53%,回收率为72.24%,金的累积回收率达81.51%;锌精矿中锌含量为42.79%,回收率为67.51%。与原有选矿工艺相比,新工艺不仅提高了选矿指标还大幅减少了药剂用量。  相似文献   

12.
陈磊  马亮 《铜业工程》2021,(4):47-51
The copper grade the low-grade copper-molybdenum ore in Shaanxi is 0.32% and the molybdenum grade is 0.048%.The copper and molybdenum minerals mainly exist in the form of sulfide ore. The properties are complex that there are many kinds of minerals in the ore, which are closely distributed and fine dissemination size. According to the properties of the ore, the technological process of bulk flotation and separation of copper and molybdenum was adopted in the experiment. With lime as regulator and reagent L03 as collector, the mixed concentrate of copper and molybdenum was obtained by the bulk flotation which flow-sheet is one roughing, three refining and two scavenging process. Then regrinding the mixed concentrate, use sodium sulfide as inhibitor of copper minerals, sodium silicate as slurry dispersant and inhibitor of silicate gangue minerals , kerosene as collector, can separate copper and molybdenum with the flow-sheet which one roughing, five refining and three scavenging. The copper concentrate with copper grade of 18.82% and copper recovery rate of 85.35% and molybdenum concentrate with molybdenum grade of 47.14% and molybdenum recovery rate of 79.24% were obtained by the final closed-circuit flotation test process, the indicator is nearly ideal.  相似文献   

13.
针对香格里拉铜硫矿的矿石性质,进行了先铜后硫的优先浮选工艺流程和铜硫混选一分离工艺流程及这两种工艺的粗精矿再磨试验研究,通过对三种工艺流程浮选指标的对比,最终确定了原矿磨矿(80%.74μm)人选的优先浮选工艺流程,在其小型闭路试验中可以获得铜品位19.80%,铜回收率83.06%的铜精矿;硫品位40.35%、硫回收率66.32%的硫精矿。有价元素铜、硫得到了有效回收。  相似文献   

14.
云南某低品位铜矿选矿试验研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
针对某低品位铜矿进行了原矿性质考察,并根据其特点进行了选矿试验研究;通过铜硫混合粗选-精选分离流程,最终得到了铜精矿品位为21.34%,回收率85.02%的浮选指标。  相似文献   

15.
某铅锌矿石铅锌矿物与脉石矿物共生关系复杂、嵌布粒度较细,矿石比较难磨,锌矿物及脉石矿物比较易浮,采用常规的浮选药剂,铅、锌精矿互含高,精矿品质低。原矿中主要金属矿物Pb品位为0.78%、Zn品位为5.55%;试验研究所确定采用原矿添加石灰磨至-0.074 mm占85%后,铅经一次粗选、一次扫选、四次精选产出铅精矿(铅粗精矿再磨至0.045 mm占95%),选铅尾矿锌浮选,经一次粗选、一次扫选、三次精选产出锌精矿和尾矿的工艺流程。添加新药剂T8、D88、酯-18;最终获得了铅精矿铅品位60.50%、回收率76.26%,锌精矿锌品位50.77%、回收率为87.40%的较好指标。  相似文献   

16.
针对原矿中含大量磁黄铁矿的特点,先磁选脱出磁黄铁矿及其它强磁性矿物,再混合浮选方铅矿、黄铜矿,然后浮选闪锌矿、黄铁矿。铜铅混合精矿再进行铜铅分离;浮选尾矿重选回收锡石。该流程方案可获得较好的铜铅锌硫分选指标,其中铜精矿铜品位11.26%,回收率29.25%;铅精矿铅品位45.26%,回收率71.20%;锌精矿锌品位45.97%,回收率83.00%。  相似文献   

17.
本文对某铜铅锌硫化矿的矿石性质进行了研究,针对矿石性质的特点及选矿厂存在的问题,提出了铜-铅-锌优先浮选铅粗精矿再磨工艺,通过矿浆pH的调节,高效捕收剂及组合抑制剂的使用、粗精矿的再磨等措施,在原矿Cu、Pb、Zn品位分别为0.27%、2.07%、3.82%的基础上得到了Cu品位22.34%、回收率67.85%的铜精矿,Pb品位72.34%、回收率73.04%的铅精矿和Zn品位50.55%、回收率88.46%的锌精矿,铜铅锌矿物得到较好分离。  相似文献   

18.
混合浮选新工艺回收复杂铜铅锌矿硫化矿试验研究   总被引:8,自引:0,他引:8  
试验研究的矿样来自西藏墨竹工卡,矿石为复杂难选铜铅锌多金属矿。依据矿石性质的特点,铜铅锌浮选采用铜铅混合浮选、然后再进行铜铅分离,铜铅浮选尾矿进行浮选锌矿物的原则工艺流程。该工艺的关键技术如下:(1)铜铅混合浮选采用BD、丁基铵黑药和黄药组合捕收剂;(2)采用硫化钠、硫酸锌和碳酸钠组合作为锌矿物的抑制剂;(3)铜铅分离采用活性炭脱药;(4)CMC、Na2SO,和Na2SiO,环保型的组合药剂作为铅矿物的抑制剂。通过上述技术创新,成功地实现了铜铅分离,并取得良好的选矿试验指标。该工艺率先于2007年在西藏中凯墨竹工卡选矿厂取得成功。  相似文献   

19.
铅锌多金属矿选矿试验研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
李霆  袁勇  吕宝锋  张应田  吴凯 《山东冶金》2012,(4):40-42,45
根据矿石性质,采用优先浮铅→锌硫混浮→锌硫分离的原则流程,试验确定了浮选药剂种类和用量以及工艺技术条件。闭路试验结果:铅精矿含铅48.73%,铅回收率77.44%;锌精矿含锌41.89%,锌回收率71.90%;金在铅精矿中富集,品位54.51g/t,金的回收率达到70%。硫精矿中硫品位27.81%,可作为硫精矿销售。实现了铅、锌、硫、金的综合回收。  相似文献   

20.
河北某复杂低品位铅锌铁矿石,含铅锌铁品位分别为0.51%、2.92%和11.88%,通过浮选法回收铅锌+磁选回收铁的联合工艺流程,获得了理想的选矿工艺指标。采用捕收性和选择性好的乙硫氮作为铅捕收剂,实现了铅与锌的优先浮选分离,获得了含铅品位49.37%,回收率71.81%的铅精矿;采用丁基黄药作为锌捕收剂,获得了含锌品位56.21%,回收率79.19%的锌精矿;采用湿式弱磁选,获得了含铁66.78%,回收率60.21%的铁精矿。  相似文献   

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