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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
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某铜锌多金属硫化矿石含铜0.38%、锌1.69%、硫12.48%,铜、锌、硫为主要有价回收元素。为实现铜、锌、硫的有效分离回收,开展了选矿工艺流程及药剂制度试验研究。结果表明:采用铜锌硫顺序优先浮选工艺,即优先选铜、再选锌、最后选硫工艺,在Z-200作为选铜捕收剂,硫酸锌和亚硫酸钠组合作为锌抑制剂,石灰作为硫抑制剂,乙基黄药和丁基黄药作为选锌捕收剂的条件下,闭路试验获得了铜精矿铜品位21.95%、铜回收率80.52%,锌精矿锌品位45.29%、锌回收率83.22%,硫精矿硫品位49.79%、硫回收率85.02%的试验指标。 相似文献
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广西某铜锌多金属硫化矿浮选试验研究 总被引:1,自引:0,他引:1
本文对广西某难选的铜锌多金属硫化矿进行了浮选试验研究。采用优先选铜方案。难以获得理想指标;采用全硫浮选工艺,使用新药剂DY作捕收剂,单一药剂制度,就能将铜、锌矿物一起富集到粗选精矿中,铜、锌回收率分别达到80.39%、93.86%。采用漂白粉、腐植酸钠和高锰酸钾组合抑制剂对粗选金矿进行铜锌混合浮选,最终获得铜锌精矿中铜品位为7.47%,回收率为41.90%,锌品位为13.01%,回收率为66.64%。铜、锌品位不高,需进一步分离。硫粗精矿含硫48.35%,但含铜较高,也需进一步分离富集。 相似文献
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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
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氰化尾渣综合回收工艺及实践 总被引:2,自引:0,他引:2
采用优先混合浮选铅锌、硫酸脱氰活化、铜硫分离方法,实现了氰化尾渣中铜、铅、锌、金、银和氰化钠的综合回收。该工艺工业应用达到的技术指标为:铅锌混合精矿中铅品位为25.00%,锌品位为27.00%,铅回收率为65.60%,锌回收率为70.90%;铜精矿品位为15.25%,回收率75.48%;同时可副产金银。 相似文献
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巯基乙酸钠在锌硫分离中的应用 总被引:1,自引:0,他引:1
江西荡坪钨业有限公司宝山矿区为夕卡岩白钨多金属硫化矿,矿山选厂现有的浮选工艺流程中使用了氰化钠以改善硫锌分离效果,但该有氰工艺属于国家明令淘汰的落后工艺。对该矿的锌硫分离分别采用了单一氧化钙、添加氰化钠和添加巯基乙酸钠抑制磁黄铁矿、黄铁矿的比较试验;完成了使用巯基乙酸钠在高pH矿浆中用硫酸铜活化闪锌矿,以石灰作为磁黄铁矿、黄铁矿的抑制剂,辅之以巯基乙酸钠的小型闭路试验及工业生产试验,获得了锌精矿品位45.10%、回收率94.39%的选矿指标;该锌硫精矿的无氰分离工艺符合国家环保要求。 相似文献
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新疆某复杂铜铅锌硫化矿综合回收试验研究 总被引:1,自引:0,他引:1
本文针对新疆某复杂铜铅锌硫化矿嵌布粒度细、品位低、次生铜高、共生关系密,且部分氧化的特点,采用铜铅混浮-铜铅分离-混浮尾矿选锌的工艺方案,在适宜的磨矿细度条件下,以新型抑制剂硫酸锌与T8按2:1组合来抑制锌矿物、新型捕收剂酯-12浮选铜铅矿物、新型抑制剂T81抑制铅矿物。闭路试验获得了铜精矿含铜25.24%,铜回收率56.61%;铅精矿含铅59.82%,铅回收率80.62%;锌精矿含锌56.55%,锌回收率77.99%的选别指标,实现了该矿山矿产资源的综合回收。 相似文献