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相似文献
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1.
青海某铜铅锌矿的矿石类型为原生硫化矿,针对原矿的物相分析及工艺矿物学研究,研究了一种比较适合该矿矿石的选矿工艺流程,最终可获得含锌54.10%、含铜0.39%、含铅0.24%的锌精矿,其锌回收率为90.90%,锌精矿含银36.1 g/t,回收率4.26%;得到含铜25.27%,含铅5.88%,含锌5.91%的铜精矿,铜的最终回收率80.48%,铜精矿中含银842 g/t;得到含铅37.78%,含铜1.60%,含锌8.35%的铅精矿,铅的最终回收率53.55%,铅精矿中含银3 880 g/t。  相似文献   

2.
青海某铜锌矿含铜0.59%、锌4.08%、硫8.16%,矿石中的次生硫化铜含量较高,约占总铜的18.64%,次生硫化铜的存在导致部分锌过早活化,在浮铜作业时上浮至铜精矿中,导致铜精矿中含锌偏高和锌精矿中锌回收率偏低;在研究中采用新型高效的锌抑制剂YS-2,代替传统锌抑制剂,有效降低了铜精矿中锌的损失,确保了锌精矿中锌的回收率,为该矿后续的工业试验提供了依据。  相似文献   

3.
李娟 《甘肃冶金》2010,32(6):50-53
针对西藏某铜铅锌多金属硫化矿石,采用适合该矿石性质的磁选-铜铅混选-尾矿选锌的原则工艺流程,应用复合黄药和DZ-1作铜铅混选捕收剂、组合抑制剂CF作方铅矿抑制剂、Z-200作铜铅分离捕收剂,可获得单独的铜、铅、锌精矿,金属回收率较高,同时,矿石中的硫及伴生银也得到了有效回收。  相似文献   

4.
针对青海某铜铅锌多金属矿,进行了不同类型捕收剂对铜铅锌浮选分离影响的试验,重点考察了新型捕收剂4037B、P5100C、QBSC的选别效果。结果表明:P5100C和QBSC更有利于铜、铅分离,在最佳条件下,采用铜快速浮选—铜铅混选—铜铅再磨分离—锌浮选流程,获得铜品位35.56%、铜回收率75.23%的铜精矿;铅品位45.02%、铅回收率71.92%的铅精矿;锌品位41.49%、锌回收率72.58%的锌精矿;含铜20.14%、含铅8.90%、含锌28.38%,铜回收率11.93%、铅回收率6.77%、锌回收率11.81%的混合精矿。全流程铜总回收率97.94%,铅总回收率96.62%,锌总回收率92.64%。  相似文献   

5.
云南某高硫铁铅锌矿工艺矿物学研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
利用矿物定量解离系统(MLA)对云南某高硫铁铅锌矿矿石进行了工艺矿物学研究,查清了矿石的物质组成和赋存状态,着重研究了铅、锌、铁的矿物组成、粒级组成、嵌布特征、矿物单体解离等工艺性质。原矿中金属矿物主要为黄铁矿、闪锌矿、方铅矿;非金属矿物主要为白云石,少量石英、云母。最后阐述了影响铅锌选矿指标的矿物学因素。  相似文献   

6.
为探究选矿回水对浮选精矿指标影响,对某铜铅锌矿选矿回水利用方案进行了试验对比分析,以减少铜铅锌金属离子互相影响。  相似文献   

7.
内蒙某铅锌矿选矿工艺研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
该矿是铜、铅、锌等多种金属可供综合利用的多金属矿床。铜、铅分离的工艺流程研究是十分重要的。也是设计中的重点和难点。  相似文献   

8.
某氧化铅锌矿选矿工艺研究   总被引:7,自引:1,他引:7  
对某氧化铅锌矿进行了多方案对比。采用一段磨矿氧化锌浮选粗精矿分级,产部分粗粒精矿的工艺,避免了采用复杂的阶段磨矿流程。通过矿泥兑入高品位锌精矿,减少锌的流失,提高了锌回收率。  相似文献   

9.
某铅锌矿选矿工艺试验研究   总被引:5,自引:0,他引:5  
秦永启  张文华 《湿法冶金》2004,23(2):98-100
在高碱性条件下,对内蒙古某铅锌矿进行了分选试验。用乙黄药为捕收剂,ZnSO4和Na2S为抑制剂优先选铅,然后用CuSO4为活化剂,用乙黄药选锌。闭路试验结果表明,铅精矿中,铅质量分数为72.23%,铅回收率为87.21%;锌精矿中,锌质量分数为51.50%,锌回收率为85.22%。该工艺已投入生产。  相似文献   

10.
复杂难铜铅锌矿选矿工艺研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
对复杂硫化矿进行铜铅锌分离研究,采用铜铅混浮,铅进一步用摇床富集提纯,获得良好的选别效果,得到铜铅锌三种合格产品。  相似文献   

11.
陆永军  业超 《云南冶金》2013,(4):19-21,68
针对青海某铁矿,通过对矿石工艺矿物学、选矿试验的研究,结果表明:矿石中的磁铁矿嵌布粒度很细,磨矿细度需达到92%-500目,方可得到品位60%的铁精矿,属于难选矿石。根据选矿试验确定了设计合理的选矿工艺流程,对工艺设计研究进行了综合论述。  相似文献   

12.
陕西某金矿金品位为5.3g/t,金主要赋存在黄铁矿和含砷黄铁矿中,嵌布粒度较细。为了给该矿山工艺提供依据,对其进行了浮选流程试验。结果表明:在磨矿细度为-0.074mm占86.90%的条件下,经一粗三精三扫的闭路流程,可获得金品位为20.80g/t,回收率为76.03%的金精矿。此外,镜下观察尾矿发现,载金矿物黄铁矿粒度细和解离度低是导致金回收率难以提高的原因。  相似文献   

13.
内蒙古某铁矿是属磁铁矿和赤铁矿混合型低品位铁矿,根据该矿性质,采用一次弱磁,阶段磨矿,二次强磁,强磁精矿反浮选工艺流程。实验最终可获得品位65.02%、回收率20.74%的弱磁铁精矿和品位58.78%、回收率29.93%的反浮选铁精矿,综合铁精矿品位为61.18%,综合回收率达到50.67%。  相似文献   

14.
通过化学定量分析、显微镜及扫描电镜等分析手段,查明了湖南某高钙型锰矿中锰的赋存状态、矿物组成,以及主要矿物的嵌布特征。结合工艺矿物学的研究结果进行了选矿工艺方案对比试验,其研究结果表明,锰主要赋存于锰方解石、含锰方解石等Mn含量较低的锰矿物中,采用选矿方法难以使矿石中的锰相对集中富集。  相似文献   

15.
对江西地区某银铅锌多金属矿进行选矿试验研究,原矿组成复杂且矿物间嵌布关系复杂,原矿中的有价元素主要以硫化矿形式存在,入选矿石品位为Ag 158.9 g/t、Pb 2.01%、Zn 2.95%.为了更好地实现银铅锌元素综合回收,选用“硫化银铅浮选-锌硫混合浮选再分离锌-锌硫混浮尾矿再选硫”流程工艺进行浮选,最终获得Pb品...  相似文献   

16.
缅甸某地区产出锡矿矿石原矿含Sn 1.60%、As 9.12%.原矿砷多以毒砂及砷酸盐等矿物产出,部分含砷矿物与微细粒锡石矿物共生关系密切,不利于高品位合格锡精矿的产出.结合矿石性质,试验采用先硫化砷浮选—浮选尾矿分级摇床重选的工艺处理原矿矿石,分级溢流部分经浓密处理后进入离心机中处理,推荐工艺产出的重选精矿含Sn 3...  相似文献   

17.
为了提高青海某难选半氧化金矿的选矿回收率,在原矿工艺矿物学研究的基础上,开展了原矿浸出、浮选和浮选尾矿CIL浸出试验,并进行了环保提金剂和NaCN浸出对比试验研究。结果表明,在磨矿细度(-74 μm含量)为91.81%条件下,分别采用1#、2#环保提金剂和NaCN堤金,金的浸出率分别为80.07%、79.71%和80.80%;在磨矿细度(-74 μm含量)为83.64%条件下,采用浮选和浮选尾矿CIL浸出,获得浮选金精矿品位为125.94×10-6,浮选回收率为73.72%,浮选尾矿采用1#、2#环保提金剂和NaCN,选矿总回收率分别达到92.67%、93.62%和94.99%。  相似文献   

18.
江西某铜钼钨矿矿石中有用矿物以黄铜矿、辉钼矿、黑钨矿为主,并伴生有磁黄铁矿.为了给该矿产资源的开发利用提供依据,对其进行了选矿试验研究.经试验比较,采用铜钼混浮-铜钼分离-尾矿脱硫-重选回收黑钨矿的联合工艺流程.获得了比较理想的铜精矿、钼精矿、钨精矿3种精矿产品,铜精矿品位为26.38%,回收率为91.35%;钼精矿品位为51.23%,回收率为83.54%;钨精矿品位为52.58%,回收率为65.49%.使矿石中的有价元素得到了较好的综合回收.  相似文献   

19.
张曙光  汤优优 《云南冶金》2015,(6):11-13, 17
对云南某高硫铜矿进行了工艺矿物学研究、试验研究,在试验结果的基础上对选厂生产流程进行了优化改造,改造后采用铜硫混选再分离的工艺流程,选矿指标获得较大提高。  相似文献   

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