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相似文献
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1.
为萨拉伊尔斯克含重晶石的铅-锌矿石制定了新的正优先浮选工艺.该新工艺铅扫选和铅再选扫选尾矿不返回,直接作为锌浮选回路给矿.在锌浮选中用硫代氨基甲酸盐与丁基黄药作捕收剂.新工艺大幅度提高了锌精矿的质量,锌精矿锌品位从45.6%提高到56.57%,锌回收率提高了16.47%,即达到83.67%.此外,铅精矿铅回收率与老工艺流程相比提高6.1%,铅品位提高2.27%.增加铅精选次数,可以使精矿铅品位从33.2%提高到51.13%,铅回收率提高1.3%.  相似文献   

2.
左海 《金属矿山》2017,46(5):84-88
江西某银铅锌多金属矿选矿厂因药剂制度等方面的原因,导致生产过程不够稳定,生产指标不理想。对该选矿厂的选矿工艺优化研究表明,在原矿品位相当,现场磨矿细度从-0.074 mm占90%调整为-0.074 mm占85%,铅锌精选次数各减少1次、铅扫选次数增加1次的情况下,获得了铅品位为44.21%、含银1 736.42 g/t、铅回收率为86.61%、银回收率为60.59%的铅精矿,以及锌品位为39.06%、含银374.16 g/t、锌回收率为81.81%、银回收率为18.68%的锌精矿,银总回收率达79.27%。根据研究成果对现场选矿工艺进行优化后,铅精矿铅回收率提高了3.26个百分点,锌精矿锌回收率提高了3.65个百分点,银总回收率提高了9.44个百分点。新工艺较好地解决了原工艺所存在的问题。  相似文献   

3.
依据矿石特点,在磨矿细度为-74μm占67.83%的条件下,对1#样和2#样的混合样(重量比6∶4)采用优先浮铅后浮锌的工艺流程,实现了对铅、锌、银三种有价金属矿物的回收。铅浮选阶段为一次粗选、三次精选、两次扫选,锌浮选阶段为一次粗选、两次精选、两次扫选,获得铅精矿含铅59.06%、铅回收率87.07%,锌精矿含锌63.02%、锌回收率94.38%,铅精矿中含银为3 703.31 g/t、银回收率90.63%。  相似文献   

4.
福建某低品位难选铅锌矿选矿试验研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
福建某低品位难选铅锌矿含铅1.19%、锌4.12%,为有效开发利用该矿石资源,采用优先浮选工艺流程进行选矿试验。试验结果表明,矿石在磨矿细度为-74μm占70%的情况下,采用一次粗选、两次扫选、三次精选选铅,一次粗选、两次扫选、三次精选选锌,中矿返回闭路流程处理,能够获得铅品位45.47%、锌品位4.36%、铅回收率86.35%的铅精矿以及锌品位50.62%、铅品位0.64%、锌回收率85.27%的锌精矿。  相似文献   

5.
提高某复杂铅锌矿伴生银选矿指标新工艺研究   总被引:3,自引:0,他引:3  
为提高某复杂铅锌矿伴生银选矿指标, 以CaCl2+LY-05组合药剂作为黄铁矿的抑制剂, ZnSO4作为锌矿物的抑制剂, 乙硫氮+丁铵黑药作为铅矿物的捕收剂, 在较低的矿浆pH值条件下采用抑锌浮铅优先浮选流程来实现铅锌分离并尽可能回收其中的银矿物。试验结果表明, 采用新工艺可使铅精矿产品中铅品位达到65.15%、回收率为60.29%, 银品位达到3 200 g/t、回收率为44.09%, 与原工艺相比, 铅回收率提高了3.26%, 银回收率提高了31.98%; 锌精矿产品中锌品位达到58.25%、回收率为83.65%, 银品位达到230 g/t、回收率为30.97%, 与原工艺相比, 锌回收率提高了5.40%, 银回收率提高了12.05%。与原工艺相比, 新工艺不仅大幅度提高了银的回收率, 而且铅、锌精矿质量与回收率也得到了提高。  相似文献   

6.
四川绵阳某氧化铅锌矿浮选工艺研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
对四川绵阳某氧化铅锌矿进行了浮选工艺研究。采用先硫后氧、先铅后锌的选别方案,经两粗一精一扫选铅、三粗两精一扫选锌,在磨矿细度-0.074 mm粒级占90%条件下,得到了产率12.77%、铅品位66.10%、铅回收率88.23%、含锌2.87%、锌回收率3.18%的铅精矿和产率18.76%、锌品位45.32%、锌回收率73.81%、含铅1.62%、铅回收率3.18%的锌精矿,全流程铅金属总回收率91.41%、锌金属总回收率76.99%。  相似文献   

7.
广西某低品位难选铅锌矿含铅0.61%,含锌2.61%,选矿厂采用铅、锌各一次粗选、两次扫选、四次精选优先浮选工艺流程,因生产过程中,流程容易波动,影响铅锌浮选指标。为给现场工艺流程优化改造提供依据,在工艺矿物学研究的基础上,对该矿石进行了选矿优化试验研究。试验结果表明,在原矿磨矿细度不变的条件下,通过优化铅锌的药剂制度,并对锌中矿进行再磨,闭路试验可获得铅精矿含铅52.78%、铅回收率43.36%,锌精矿含锌50.49%、锌回收率为86.50%。相比现场生产指标,铅精矿品位提高了7.67%,铅回收率提高了10.92%,锌回收率提高了4.35%,铅锌浮选指标得到了明显改善。  相似文献   

8.
四川某硫化铅锌矿铅锌品位低,含硫较高,矿石中部分方铅矿、闪锌矿嵌布粒度较细,呈细脉状、浸染状嵌布,影响铅锌浮选分离指标。在现有的分选工艺流程下,铅精矿中含锌较高,影响锌回收率。为此,在工艺矿物学研究基础上,开展了铅浮选工艺优化试验研究。新工艺采用25#黑药作选铅捕收剂,铅粗精矿进行再磨,降低了铅精矿锌含量,提高了铅精矿铅品位和锌精矿锌回收率;小型闭路试验在原矿含铅1.21%、含锌2.19%、含银25.48 g/t的条件下,可获得含铅45.58%、含锌5.43%、含银861.72 g/t,铅回收率84.11%的铅精矿;含铅1.11%、含锌54.10%,锌回收率87.14%的锌精矿。铅精矿、锌精矿的品位分别较现场工艺提升2.42、3.72个百分点,铅、锌回收率分别提高0.26、4.11个百分点,研究结果为该铅锌矿的实际生产提供指导。  相似文献   

9.
简胜  杨林 《矿冶工程》2014,34(3):37-39
对云南某高铁氧化铅锌矿进行了试验研究。结果表明, 采用选冶结合新工艺能综合回收铅、锌及铁。采用常规硫化浮选工艺能得到铅品位为50.43%、铅回收率为72.46%的铅精矿; 选铅尾矿采用配煤高温还原-磁选工艺, 能得到铁品位为87%左右、铁回收率在90%左右的金属铁粉, 锌在高温还原过程中的挥发率高达90%左右。该选冶新工艺能为开发利用此类难选氧化铅锌矿提供借鉴意义。  相似文献   

10.
某难选富银铅锌矿,黄铁矿和毒砂含量高达74%,方铅矿局部氧化,铅锌硫矿物间可浮性差异较小。原工艺添加少量石灰,采用丁基黄药为捕收剂,进行分段粗选和精选,流程结构复杂、分选指标低,铅精矿铅品位45%、铅回收率65%,铅精矿中银回收率55%,锌精矿锌品位45%、锌回收率60%,锌精矿含砷0.5%。新工艺采用增加铅粗选石灰用量、使用GYD作为铅矿物捕收剂、粗精矿集中精选三项措施,简化了流程结构。扩大试验获得良好的浮选指标:铅精矿产率5.36%,铅品位62.23%,含锌3.14%,铅回收率82.40%,含银2 214g/t,银回收率72.02%;锌精矿产率8.04%,锌品位50.45%,含铅1.04%,含砷0.081%,锌回收率88.94%。相比原生产指标,铅精矿品位和回收率提高17个百分点以上,铅精矿中银回收率提高17个百分点以上;锌精矿品位提高5个百分点以上,锌回收率提高18个百分点以上,锌精矿砷含量下降0.42个百分点。  相似文献   

11.
研究采用新型抑制剂BK511,对强捕收剂黄药浮选的铜钼混合精矿进行了铜钼分离浮选试验研究。试验采用两次铜钼分离粗选、钼粗精矿一次精选后再磨、再经五次精选工艺流程,获得了钼精矿含钼45.31%,含铜1.14%,钼回收率89.94%的浮选指标。试验结果表明,BK511对采用强捕收剂黄药浮选的铜钼混合精矿中的铜矿物,具有较好的抑制作用。  相似文献   

12.
内蒙古某铜铅锌多金属矿选矿试验研究   总被引:2,自引:2,他引:0  
以内蒙古某铜铅锌复杂多金属硫化矿为研究对象,在对该矿石工艺矿物学研究的基础上,进行了大量的探索试验研究。最终采用先磁选除铁—铜铅混合浮选—铜铅分离—铜铅尾矿选锌的工艺流程,以及应用新型高效铜铅捕收剂QF-11、抑制剂CMC等,获得了含铁49.42%、回收率为56.93%的磁精矿,含铜21.12%、回收率75.49%的铜精矿,含铅48.29%、回收率79.23%的铅精矿,含锌46.73%、回收率86.30%的锌精矿,银综合回收率76.60%,实现了对该矿石综合利用的目的。  相似文献   

13.
从某尾矿中综合回收硫化矿的试验研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
许方  王优平 《矿冶工程》2009,29(5):58-60
对某重选尾矿进行了再选回收试验研究。选用钼铜混浮-分离、混浮尾锌硫混浮-分离的部分混合浮选流程, 小型闭路试验可获得钼精矿含Mo 56.08%、钼金属回收率98.43%, 铜精矿含Cu 15.78%、回收率90.74%, 锌精矿含Zn 45.84%、回收率80.51%的选别指标, 成功地回收了重选尾矿中的钼、铜、锌矿物。本研究成果对同类型多金属矿的综合回收利用具有一定的指导作用。  相似文献   

14.
浮选分级—抑制及再活化硫化矿混合精矿的分离浮选研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
对从苏州高岭土尾矿中用浮选法得到的硫化矿混合精矿进行了硫及铅锌混合精矿的分离浮选试验研究。在不磨矿的条件下,采用浮选分级-抑制及再活化浮选方法获得了铅、锌品位分别为19.95%、30.1%,回收率分别为82.00%、81.29%的铅锌混合精矿和硫品位和回收率分别为52.49%、75.5%的硫精矿。  相似文献   

15.
对四川汉源地区某高硫型低品位铜铅多金属硫化矿进行了浮选分离试验研究。采用混合浮选得到铜铅混合精矿, 铜铅混合精矿经铜铅分离, 分别得到铜品位18.72%、含铅0.66%、含硫22.03%、铜回收率87.12%的铜精矿和铅品位59.66%、含铜0.58%、含硫14.89%、铅回收率85.72%的铅精矿; 铜铅混合浮选尾矿再浮选可进一步得到硫品位48.73%、含铜0.05%、含铅0.22%、硫回收率87.93%的硫精矿, 实现了该低品位多金属硫化矿中有价金属的综合回收。  相似文献   

16.
云南某铅锌多金属硫化矿选矿试验研究   总被引:4,自引:1,他引:3  
对云南某铅锌多金属硫化矿石进行了浮选试验研究,结果表明采用部分混合浮选的工艺流程,可得到铅品位为68.47%、回收率为88.01%,铜品位为2.47%、回收率为90.60%的铜铅混合精矿;以及锌品位为47.28%、回收率为90.91%的锌精矿。  相似文献   

17.
永平铜矿铜硫浮选工艺的改造实践   总被引:1,自引:0,他引:1  
对永平铜矿铜硫浮选工艺从混合浮选变为分步优先浮选, 再变为等可浮工艺的改造实践进行了评述。混合精矿均不再磨时, 分步优先浮选工艺的铜、硫回收率比混合浮选工艺分别提高2.37%和2.59 %, 但分步优先浮选工艺在经济上是否合理尚待研究。生产实践证明, 分步优先浮选工艺的铜粗选pH值难以控制, 硫回收率不稳定。将分步优先浮选工艺改为等可浮工艺, 在确保铜回收率的基础上, 较大幅度地提高了硫回收率。  相似文献   

18.
某混合金铜矿浮选—氰化联合流程选矿试验研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
通过对某金铜矿山混合矿石进行工艺矿物学研究,采用混合浮选得到的浮选精矿铜、金品位分别为9.42%、52.42 g/t,回收率分别为82.46%、60.97%;浮选尾矿氰化浸出,浸出率79.16%;采用混合浮选—氰化联合流程,金的综合回收率为91.87%。试验结果表明矿石中的主要元素金和铜得到了充分的回收。  相似文献   

19.
低品位铜矿选矿工艺研究   总被引:4,自引:1,他引:3  
对某低品位铜矿石的选别工艺进行了试验研究。通过浮选条件试验,确定采用一段粗磨(细度-74μm含量占51%)丢尾、闪速浮铜、铜硫混浮再磨分选流程,得到了含铜品位31.17%、铜回收率93.53%、伴生金回收率52.17%的铜精矿和含硫43.2%、回收率44.31%的硫精矿。结果表明,此选别工艺可有效处理该低品位铜矿石。  相似文献   

20.
某复杂铜镍硫化矿选矿试验   总被引:2,自引:0,他引:2  
呼振峰 《现代矿业》2011,27(11):13-16
针对新疆某复杂铜镍硫化矿进行了铜、镍回收的试验研究。通过预先浮选滑石-铜镍混选-铜镍分离工艺和铜镍混选-铜镍分离工艺对比试验,最终确定采用铜镍混选-铜镍分离工艺流程回收铜和镍。实验室闭路试验获得指标:铜精矿含铜20.19%,含镍0.75%,铜回收率66.09%;镍精矿含镍6.36%,含铜0.95%,镍回收率80.43%。  相似文献   

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