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相似文献
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1.
有色金属选矿情报网矿产综合利用技术交流会于1980年12月20~24日在西华山钨矿举行。会议收到论文、资料54篇,在全体会议上宣读了15篇,其余论文在分组会议上宣读和交流。论文评述了我国有色金属矿产综合利用的现状、水平和发展趋势;叙述近年来的研究成果和生产实践。会议将对矿产综合利用产生积极的促进作用。我们选择了几篇文章摘要发表。  相似文献   

2.
铜精矿脱铅     
铜铅混合精矿分离,不可避免地会有一部分金属损失在异名的精矿里,如果进行铜精矿脱铅处理,就能减少损失。苏联等国家选矿厂的实践中,常用氰化物抑铜浮铅,来达到铜精矿脱铅。如果矿石中的铜是黄铜矿,则可省去药剂预先解吸。用四次精选铜精矿进行脱铅试验,每吨  相似文献   

3.
某含贵金属硫化矿铜铅无氰分离试验研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
对某贵金属硫化矿采用羧甲基纤维素-硫酸亚铁法取代传统氰化物法和重铬酸钾法,进行了铜铅分离试验研究,取得了满意的选矿指标,为其高效无毒无害无污染综合回收开辟了新路。  相似文献   

4.
内蒙古某铜铅混合精矿中铜、铅含量分别为5.59%和49.66%,属微细粒铜铅混合精矿,铜主要以黄铜矿形式存在,铅主要以方铅矿形式存在。为有效分离内蒙古某微细粒铜铅混合精矿中的铜、铅矿物,进行了铜铅混合精矿无氰无铬分离工艺研究。结果表明:以活性炭+硫化钠作为脱药剂,以BK512(无机盐类组合抑制剂)作为方铅矿抑制剂,以Z-200作为黄铜矿捕收剂,可以实现铜铅混合精矿中黄铜矿和方铅矿的有效分离。采用"抑铅浮铜"分离工艺流程方案,闭路试验经过一次粗选、二次扫选、三次精选,最终获得铜品位22.62%、铜回收率80.04%的铜精矿,以及铅品位60.14%、铅回收率97.17%的铅精矿。  相似文献   

5.
阐明锌-氰络合物在浮铜抑铅分离中的应用研究和生产实践效果,当锌-氰络合物用量适当时,铜铅精矿质量和作业回收率都有不同程度的提高,铜品位提高2.53%,铅品位提高049%,铜铅总作业回收率提高6.81%;锌的上浮率从6743%下降到43.32%,下降了24.11%。  相似文献   

6.
铅锌硫化矿无氰浮选分离生产实践   总被引:2,自引:0,他引:2  
<正> 湖南临湘县桃林镇铅锌矿选矿厂(200吨/日)是乡镇企业。1979年建厂至1984年,因为缺乏技术力量、停电、管理不善曾经三上三下。此次恢复生产对原有的工艺进行技术改造,使用无氰浮选工艺分离铅锌,获得了高质量的铅、锌、萤石三种产品和良好的经济效益。本文仅论述铅锌无氰浮选分离工艺部分。  相似文献   

7.
由于环境保护的原因,多金属矿石浮选应少用氰化物,然而,尽管已研究出某些矿石的无氰分离方法,Belousov选矿厂处理G1ubo—tchansk多金属矿石却仍在使用氰化物,用量为每吨矿石950克,其中90%用于铜铅精矿分离。这芒‘先是由于这些矿石的组成和所含金属的比例所致。若刁:使用氰化物,就既没有合适  相似文献   

8.
针对氰化物对环境污染严重的情况,试验分别采用ZnSO4+Na2SO3组合法和单一石灰法分别对某低品位硫化铅锌矿进行了无氰分离工艺试验研究,流程为铅回路一次粗选、两次精选、两次扫选,锌回路一次粗选、两次精选、两次扫选。两种方法均获得了较好的指标。其中单一石灰法不仅比ZnSO4与Na2SO3组合法药剂用量小、成本低,还在铅回收率相同的情况下,铅精矿品位提高了近5%;在锌精矿品位相近的情况下,锌回收率提高了近4%。  相似文献   

9.
<正> 八家子铅锌矿石是含银很高,含铜低的多金属硫化矿石。自投产到1978年一直采用有氰药剂的工业生产,银的回收率只有30~40%,铜未能回收,氰化物用量最低为80(克/吨)。造成了环境污染和资源浪费。1974年以来,开展大量研究工作,于1979年初应用了亚硫酸法(氰化钠用量降到3克/吨)  相似文献   

10.
针对嵌布关系复杂、各矿物可浮性接近,铁闪锌矿难活化,矿物间干扰大;同时氰化物用量大,环境污染严重的状况,研究了无氰条件下采用等可浮流程工艺措施,成功解决了铅锌分离难题。实验表明,与选厂相比铅粗、锌粗品位分别提高了2.0%、1.05%;回收率分别提高了3.12%、2.13%。  相似文献   

11.
列宁诺戈尔斯克选矿厂和苏联其他大多数处理多金属矿石的选矿厂相同,是用氰化物分选铅-铜精矿的。从1953年开始,该选矿厂应用这个工艺改善了选矿的技术经济指标。虽然几年来生产过程在日趋完善,但是不能保证进一步提高指标,当作业回收率为70—75%时所得铜精矿含铜为18—20%;在铅精矿中含将近3%的铜和约12%的锌;应用铅-铜精矿分选作业的氰化物部分地溶解了金、银、铜等,使  相似文献   

12.
为利于环境保护,在浮选多金属矿石时,应不使用氰化物。尽管目前对许多矿石的处理已经进行了无氰工艺的研究,但是在别洛乌索夫选矿厂选别格鲁鲍夫斯基矿的多金属矿石时,每吨矿石仍需使用约950克氰化物,其中90%氰化物用于铜—铅精矿的分离。产生这种情况的原因,首先是矿石的物质  相似文献   

13.
针对广西某铅锑锌硫化矿分离使用氰化物且铅锑、锌回收率不高等问题,进行了无氰浮选工艺研究;研究结果发现,新型捕收剂CSU11与25#黑药组合使用可以有效提高铅锑锌选矿指标;当采用磁-浮原则流程,铅锑、锌顺序优先浮选流程,闭路试验可获得含Pb 27.74%、含Sb 23.76%、含Zn 5.98%的铅锑精矿,铅、锑回收率分别达到89.13%和88.91%;Zn 品位为46.56%、回收率为90.23%的锌精矿。与现场原流程相比,Pb、Sb回收率分别提高了3.73%、3.63%。该工艺实现了弱酸性条件下铅锑、锌无氰分离,弱碱性条件下同捕收剂浮选回收锌,为选矿废水回用以及后续作业创造了有利条件。  相似文献   

14.
用盐酸与六水合三氯化铁体系浸出含铋铜精矿分离铜铋,结果表明,铜铋分离最佳浸出条件为HCl 2mol/L,FeCl3.6H2O 320g/kg矿,液固比3:1,浸出温度70℃,浸出时间3h。此条件下,铋的浸出率大于95%,铜精矿含铋由2.97%降至0.2%,得到符合行业标准的铜精矿,浸出液中和水解得到含铋大于65%的氯氧铋产品。  相似文献   

15.
黄发波 《矿山机械》2008,36(3):89-93
介绍了对某含铅金精矿氰化尾渣进行综合回收的试验研究。重点进行了药剂制度等方面的试验,寻找最合适的药剂及相应的技术参数。  相似文献   

16.
新型无氰抑制剂在锌硫分离过程中的应用   总被引:1,自引:0,他引:1  
简要介绍了巴里选矿厂的生产工艺,并对新型无氰抑制剂FY02在锌硫分离中的应用进行选矿试验研究。结果表明,采用FY02作抑制剂,锌精矿锌品位46.72%、锌回收率94.64%,指标较好,可以取代氰化钠。  相似文献   

17.
采用盐酸与六水合三氯化铁体系浸出含铋铜精矿分离铜铋,浸出液水解沉淀制备氯氧铋产品,水解后液可通过硫化沉淀回收其中的铜。结果表明,铜铋分离最佳浸出条件为HCl 2mol/L,每公斤矿所属FeCl_3·6H_2O量为320g,液固比3∶1,浸出温度70℃,浸出时间3h。此条件下,铋的浸出率大于95%,铜精矿含铋由2.97%降至0.2%,符合行业标准。浸出液经中和水解可得到含铋大于65%的氯氧铋产品。  相似文献   

18.
针对大厂105号特富矿体,铅锌硫化矿含量高,铅锌硫难分离,生产中长期使用氰化钠分离锌硫的现状,在优先浮铅采用无毒的腐殖酸钠+亚硫酸钠+硫酸锌组合抑制剂,丁胺黑药为捕收剂进行铅、锌硫分离;在锌硫分离中采用腐殖酸钠+石灰的组合抑制剂进行锌硫分离,铅锌回收率都获得了较高的指标,铅精矿含铅27.29%、铅回收率91.04%;锌精矿含锌48.76%、回收率92.18%。  相似文献   

19.
针对某选矿厂铅锌分离难、须使用大量氰化物作抑制剂的特点,采用优先浮铅-锌硫混浮、粗精矿再磨再分离流程实现该选矿厂砂矿系统的铅锌无氰工艺分离。闭路试验结果表明,铅循环系统,采用石灰和Y2#作精选的抑制剂,可获得含Pb Sb≥45%,回收率为77.16%的铅锑精矿;锌循环系统,采用Y1#作锌硫分离抑制剂,可获锌精矿含Zn44.67%,锌金属回收率87.26%。  相似文献   

20.
一、前言钼精选的目的是提高钼产品钼品位和降低杂质。金堆城钼矿床为“斑岩”型钼矿床。原矿中除辉钼矿外,还含有黄铁矿、黄铜矿、方铝矿等。钼浮选工艺为优先浮选流程,但在粗选段对黄铜矿、黄铁矿、方铅矿没有加任何抑制,它们靠煤油、2~#油对其本身的作用,即按着自然可浮性,连生体浮入钼粗精矿中,钼粗精矿含钼2%左右,还含黄铜矿0.9%,黄铁矿7%,方铅矿0.06%,其回收率为黄铜矿60~70%,硫7~8%,方铅矿10%。这些硫化物都需在精选过程中进行抑制,与钼分离,以便达到国家标准对钼精矿含杂要求,或者达到国际  相似文献   

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