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铜铅锌多金属硫化矿通常先采用混合浮选得到铜铅混合精矿,再将混合精矿进行浮选分离铜和铅,而铜铅分离是该工艺的关键。针对云南某铜铅锌多金属矿铜铅混合浮选获得的混合精矿,进行了铜铅浮选
分离试验研究,考察了脱药预处理及浮选主要因素对铜铅分离的影响。结果表明:铜铅混合精矿使用活性炭脱药可取得较好的试验效果,合适的用量为200 g/t,脱药搅拌时间为10 min。使用组合抑制剂进行抑铅浮铜
,合适的用量为800 g/t,搅拌时间为10 min,之后依次添加石灰400 g/t、硫酸锌400 g/t、亚硫酸钠300 g/t、丁基黄药+丁铵黑药(5+5)g/t、2号油10 g/t。在优化的试验条件下,最终可分别获得铜品位为24.15%
、铜回收率为80.57%的铜精矿及铅品位为31.63%、铅回收率为65.35%的铅精矿,铜铅分离效果较好,可为该矿石的高效利用提供重要的理论指导和技术支撑。 相似文献
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铜铅混合精矿铜铅浮选分离试验研究 总被引:11,自引:7,他引:4
针对云南一大型矿山生产的铜铅混合精矿开展选矿试验,目的是实现铜铅分离。试验结果表明,采用硫化钠脱药,硫酸调浆,硫代硫酸钠与硫酸亚铁组合抑制剂进行铜铅分离浮选.成功实现了铜铅有效分离,获得了铜回收率90.66%、铜精矿品位20.01%.铅回收率96.56%、铅精矿品位45.51%的理想指标。 相似文献
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针对陕西某低品位铜铅锌硫化矿石性质的特点,采用铜铅部分优先混合浮选原则流程,以西北矿冶研究院研制的锌抑制剂T80、铜铅混合浮选捕收剂酯-12、铜铅分离铅抑制剂T81为关键药剂,对该矿石进行了选矿试验研究。结果表明,采用1粗3精1扫铜铅混浮、1粗1精1扫铜铅分离、1粗2精1扫选锌、中矿顺序返回流程处理该矿石,获得了铜品位为2896%、回收率为6371%、伴生银品位为98084 g/t、回收率为1795%的铜精矿,铅品位为4537%、回收率为8187%、伴生银品位为68996 g/t、回收率为3605%的铅精矿,锌品位为5044%、锌回收率为8936%的锌精矿。 相似文献
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内蒙古某铅锌矿石除含铅、锌外,还含有银、少量的铜等伴生有价金属,其中原矿中含铜量为0.13%。为降低铅精矿的含铜量,产出合格铜精矿,综合提高铜铅利用价值,对铜铅混合浮选和铜铅分离工艺进行小型试验研究。研究结果表明,采用铜铅混合浮选—抑铅浮铜—混合浮选尾矿选锌流程可以较好的实现铜铅分离,铜铅混合浮选闭路试验获得铜铅混合精矿含铅品位42.65%、铅回收率72.45%,含铜品位3.64%,铜回收率75.23%。铜铅分离闭路试验获得铅精矿品位46.37%、铅回收率98.80%,铜精矿品位24.59%、铜回收率90.71%,为综合回收某铅锌矿中伴生低品位铜提供了技术依据。 相似文献
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在含金铜铅分离时,除了考虑铜铅分离效果外,金、银在精矿产品中分布对选矿技术经济指标也有较大的影响。本文以云南某复杂含金硫化铜铅锌矿,铜铅混合精矿为分离试验对象,结果表明,在铜、铅浮选指标相近的情况下,采用抑铅浮铜方案,在最佳的工艺条件下,铜精矿含金提高了17.95g/t、回收率提高了23.83%,大大提高了选矿厂技术经济指标,获得了含铜品位为22.82 %、含铅5.63 %、含金71.97g/t、含银596.39g/t的铜精矿,其铜回收率为89..66 %、金回收率为93.17%、银回收率为28.33%;及含铅品位为75.43%、含铜2.80 %、含金4.61g/t、含银1136.51g/t铅精矿,其铅回收率为91.79 %、金回收率为6.83%、银回收率为71.67%的较好试验指标,为选厂技术改造提供了理论依据。 相似文献
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云南大理某铜铅矿原矿含铜0.59%、含铅2.38%、含银41.61 g/t,铜的氧化率70%、铅的氧化率72%,是一个含硫化铅、硫化铜的混合型氧化矿。采用“混合浮选铜铅硫化矿—铜铅分离”工艺流程浮选回收该矿样中的硫化铜和硫化铅矿物,在硫化铜铅分离时用新型组合抑制剂来抑制方铅矿得到了较好的分离效果,经过闭路试验获得的硫化铜精矿铜品位28.05%、铜回收率24.17%、含银1788.70 g/t,硫化铅精矿铅品位64.54%、铅回收率36.93%、含银479.60 g/t。 相似文献
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某低品位铜铅锌多金属硫化矿的原矿品位分别为Cu 0.47%、Pb 1.236%和Zn 0.891%。矿石中铜铅锌有用矿物的嵌布粒度较细且共生关系较复杂。试验着重探讨了磨矿细度、浮选捕收剂和调整剂的优化,在解决矿物有效解离的前提下,提高铜铅锌浮选分离的选择性。当原矿磨矿细度为-0.074mm占80%时,采用乙硫氮作捕收剂,石灰、硫酸锌和亚硫酸钠作调整剂,粗选获得的铜铅混合粗精矿再磨至-0.043mm占81.31%后,经两次精选获得铜铅混合精矿。铜铅混合精矿采用活性炭脱药,亚硫酸钠和CMC组合抑铅,Z200浮选铜,实现了铜铅分离。铜铅混合浮选尾矿,采用硫酸铜活化,丁基黄药作捕收剂,浮选获得锌精矿。最终浮选指标为:铜精矿的铜品位27.26%,铜回收率80.62%;铅精矿的铅品位59.35%,铅回收率85.20%;锌精矿的锌品位41.14%,锌回收率为82.74%。为该低品位铜铅锌多金属硫化矿资源的开发利用提供了可行的技术方案。 相似文献
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内蒙古某铜铅锌多金属矿矿石性质研究表明,铜嵌布粒度较细,与铅共生关系密切。通过选矿试验研究,最终确定采用铜铅混合浮选—粗精矿再磨—抑铅浮铜工艺,获得了铜精矿品位21.09%、回收率81.25%,铅精矿品位55.98%、回收率85.81%的指标。 相似文献
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某复杂铜铅锌多金属矿选矿试验 总被引:1,自引:0,他引:1
针对某复杂铜铅锌多金属矿的性质特点,采用弱磁选脱硫-铜铅混浮-混合精矿铜铅分离-混浮尾矿选锌的原则流程对该矿石进行选矿试验研究。在矿石磨矿细度为-0.074 mm占90%的情况下,采用1次弱磁选选硫、1粗2精2扫铜铅混浮、1粗2精1扫铜铅分离、1粗3精2扫选锌、中矿顺序返回流程处理该矿石,最终获得了铜品位为24.79%、铜回收率为55.78%的铜精矿,铅品位为51.34%、铅回收率为83.55%的铅精矿,锌品位为45.63%、锌回收率为62.71%的锌精矿,硫品位为35.12%、硫回收率为80.08%的硫精矿。铜精矿含银229.53 g/t,铅精矿含银196.20 g/t,铜、铅精矿中银的总回收率为50.29%。 相似文献
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云南迪庆州铜铅锌硫化矿具有矿物组成复杂、嵌布粒度细且不均匀、分选难度大等特点。针对该地区铜铅锌硫化矿,其含Cu0.93%,Pb1.33%,Zn2.35%,研究分析了磨矿细度、药剂用量、脱药条件等对铜、铅、锌分离的影响。采用"铜铅混合浮选一铜铅分离一尾矿选锌"浮选闭路流程,获得了杂质互含较低且金属回收率较高的铜精矿、铅精矿和锌精矿产品,其中铜精矿Cu品位24.15%,Cu回收率80.57%,铅精矿中含Pb31.63%,Pb回收率65.35%,锌精矿Zn品位40.36%,Zn回收率83.52%。铜铅锌的浮选分离指标较好,为类似铜多金属硫化矿的选矿分离提供了一定借鉴。 相似文献
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为了确定青海某低品位复杂难选铅锌矿石的选矿工艺,在工艺矿物学研究的基础上进行了选矿试验研究。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占75%的情况下,采用铜铅混合浮选—混合精矿铜铅硫分离—铜铅混浮尾矿浮选选锌流程处理矿石,可获得铜品位为14.20%、含金26.77g/t、含银466.40 g/t、铜回收率为16.55%的铜精矿,铅品位41.22%、含银63.60 g/t、铅回收率为69.92%、银回收率为16.84%的铅精矿,锌品位为40.96%、含银53.40g/t、锌回收率为67.04%、银回收率为23.13%的锌精矿,以及硫品位为38.41%、含金13.92 g/t、含银163.90 g/t、硫回收率为14.16%、金回收率为23.71%、银回收率为15.92%的硫精矿。 相似文献
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陈晓芳 《有色金属(选矿部分)》2015,(1):49-53
福建某银多金属矿含铜0.47%、含铅1.21%,本研究采用一次粗选、一次扫选、两次精选进行铜铅混合浮选,得到铜铅混合精矿,铜铅混合精矿在不再磨的情况下采用抑铅浮铜方案经一次粗选、两次扫选、三次精选,进行铜铅分离。通过多种抑制剂的筛选,最终确定CMC、亚硫酸钠和重铬酸钾组合为铅的最佳抑制剂,通过实验室小型闭路试验获得铜精矿含银2 148.4 g/t、含铜25.51%、含铅7.83%,银回收率为24.20%、铜回收率为82.40%;铅精矿含银5 3715 g/t、含铅56.64%、含铜2.95%,银回收率为67.41%、铅回收率为84.13%的良好指标,实现了铜铅的有效分离。 相似文献
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新疆某铜铅锌矿浮选新工艺试验研究 总被引:1,自引:0,他引:1
针对新疆某铜铅锌多金属选矿厂现有流程生产存在的铜产品中含铅偏高、铅精矿品位低(只有25%左右)的问题,开展铜铅混合浮选捕收剂以及铜铅分离无毒药剂高效分离的研究。在高碱及无需脱水作业的情况下,使用强抑制剂THB-2抑铜浮铅新工艺实现铜铅分离,试验得到含铜23.17%、铜回收率为85.03%,含铅7.84%、铅回收率为19.60%的铜精矿,铅精矿含铅49.96%、铅回收率达71.00%,含有价金属银高达850.76 g/t,锌精矿含锌53.19%、锌回收率为86.33%的选矿技术指标。顺利地解决了困扰选厂的问题。 相似文献