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相似文献
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1.
苏勇  张丽敏  孙伟 《矿冶工程》2019,39(3):46-50
对某黝铜矿型铜铅锌多金属矿进行了选矿试验研究。结合矿石性质及一系列探索试验研究结果,最终采用铜铅混浮-混浮精矿再磨-铜铅分离-混浮尾矿浮锌-锌尾矿浮硫的工艺回收该矿中的铜、铅、锌和硫,闭路试验获得了铜精矿铜品位18.25%、铜回收率73.88%,铅精矿铅品位59.91%、铅回收率82.06%,锌精矿锌品位50.15%、锌回收率91.82%,硫精矿硫品位49.96%、硫回收率74.14%。通过所确定的工艺流程与药剂制度对选矿工艺进行了改造,改造后铜精矿品位提高6.51个百分点,铜回收率提高8.68个百分点,铅、锌回收率分别提高6.59和2.36个百分点。  相似文献   

2.
广西某多金属铅锌矿浮选新药剂制度研究   总被引:2,自引:0,他引:2  
针对广西某多金属铅锌矿选矿厂原浮选药剂制度不能适应矿石性质的变化,导致选矿厂生产指标恶化的问题,进行了浮选新药剂制度的试验研究,获得的铜精矿铜品位和铜回收率分别为22.19%和58.29%,铅精矿铅品位和铅回收率分别为62.97%和78.39%,锌精矿锌品位和锌回收率分别为50.52%和88.81%。与试验前选矿厂的生产指标相比,铜精矿、铅精矿、锌精矿的主品位分别提高10.04,24.65,0.92个百分点,回收率分别提高30.29,1.42,10.01个百分点。  相似文献   

3.
针对广西某铅锑锌多金属硫化矿石进行了弱磁选—铅锑优先浮选工艺研究。闭路试验结果表明,采用该工艺对该铅锑锌多金属硫化矿石进行选别,在原矿含Pb 2.27%、Sb 1.98%、Zn 13.43%情况下,获得了含Pb 27.61%、Sb 23.76%、Zn 5.47%的铅锑精矿,铅回收率89.09%,锑回收率88.78%。与丁铵黑药药剂制度指标相比,铅锑精矿的铅锑品位分别提高了2.1和0.95个百分点,Pb和Sb回收率分别提高了2.76和3.65个百分点,锌回收率降低了1.57个百分点。与现场药剂制度指标相比,铅锑精矿铅锑品位分别提高了1.56和0.45个百分点,Pb和Sb回收率分别提高了2.85和2.61个百分点,锌回收率降低了1.14个百分点。   相似文献   

4.
新型起泡剂750B在铅锌矿浮选中的应用研究   总被引:2,自引:0,他引:2  
针对铅锌矿浮选和浮选起泡剂的应用现状,研制出了新型浮选起泡剂750B。小型浮选对比试验及工业应用试验结果表明,在不改变工艺流程、不改变其它药剂制度的前提下,仅用750B起泡剂代替松醇油,在铅精矿铅品位相近时,可使铅回收率提高2.02个百分点;在锌精矿锌品位相近时,锌回收率提高0.22个百分点,经济和社会效益显著。  相似文献   

5.
为了探讨简化铅锌硫化矿石浮选药剂制度的可能性,在选铅时以25#黑药为捕收剂而不使用锌抑制剂的情况下,对蒙古乌兰某铅锌硫化矿石进行了铅锌依次优先浮选试验,结果获得了品位为71.15%、回收率为96.87%的铅精矿和品位为46.41%、回收率为87.89%的锌精矿,银在铅精矿中的品位和回收率可达1 400 g/t和83.90%,铅精矿和锌精矿中的砷含量均在其相应等级品的要求范围内。该结果与浮铅时以25#黑药为捕收剂且使用锌抑制剂相比,铅精矿锌含量高1.07个百分点但铅品位高8.06个百分点,其余指标相当,而且药剂制度和工艺流程大大简化,药剂用量显著减少。  相似文献   

6.
柴山铅锌矿石旋流-静态微泡柱浮选试验研究   总被引:5,自引:2,他引:3  
为进一步提高柿竹园柴山铅锌矿对现有资源的利用水平,以半工业型旋流-静态微泡浮选柱为分选设备,采用一段闭路磨矿(细度-0.074 mm含77%)、一粗一精优先浮铅、一粗一精再浮锌的工艺流程对柴山铅锌矿石进行了半工业选矿试验,获得了铅品位为62.79%、铅回收率为89.81%的铅精矿和锌品位为52.24%、锌回收率为90.46%的锌精矿,同采用浮选机生产的现场相比,不仅对其二粗三精二扫优先浮铅、一粗三精三扫再浮锌的工艺流程进行了简化,而且使铅精矿铅品位和铅回收率分别提高12.58和0.88个百分点、锌精矿锌品位和锌回收率分别提高1.98和8.95个百分点。  相似文献   

7.
针对某富银铅锌矿选矿生产中长期使用氰化钠分离铅锌矿物的现状,采用高效无毒选矿药剂替换氰化钠的药剂制度和优先浮选的工艺流程。与原有氰工艺的生产指标相比,实验室试验指标铅精矿的铅回收率提高5.16%、银品位和回收率分别提高407.28g/t和12.18%,锌精矿中锌回收率也获得了提高。工业应用表明,在原矿铅锌品位降低的条件下,铅精矿中铅回收率得到小幅度提高、银品位和回收率分别提高283.15g/t和7.2%,锌精矿中锌回收率提高0.9%、银品位提高283.15g/t。实现了改有氰药剂为无氰药剂浮选分离铅锌矿的目标。  相似文献   

8.
针对云南某难选铅锌矿,原采用的选矿流程为“铅优先浮选—锌硫混浮—锌硫分离”高碱工艺,铅精矿、锌精矿品位及回收率不高,导致资源浪费,为提高生产指标,在探索试验的基础上确定了铅锌顺序优先浮选低碱清洁新工艺,试验主要考察了磨矿细度、矿浆pH值、浮选抑制剂及捕收剂等因素对选别指标的影响,并确定了最佳的药剂制度。在最佳条件试验基础上,采用铅锌顺序优先浮选清洁工艺,对Pb品位3.62%、Zn品位4.04%、含Ag 19.04 g/t的原矿进行选别,最终获得了Pb品位65.70%、含Zn 2.36%、含Ag 150 g/t, Pb回收率92.93%、Ag回收率40.31%的铅精矿和Zn品位53.89%、含Pb 1.46%、含Ag 115 g/t, Zn回收率为88.71%的锌精矿,较原高碱工艺流程Pb品位提高18.36个百分点、回收率提高5.46个百分点、Zn品位提高9.66个百分点、锌回收率提高4.65个百分点的良好指标。  相似文献   

9.
为了提高新疆某铜铅锌多金属矿铜铅锌浮选指标,通过浮选试验研究采用了新型药剂酯-8、B6,浮选闭路试验获得了铜品位为22.61%、铜回收率为50.19%的铜精矿,铅品位为52.57%、铅回收率为81.24%的铅精矿,锌品位为55.46%、锌回收率为91.40%的锌精矿,指标良好,比现有生产药剂方案指标铜、铅、锌回收率分别提高了4.63、1.77和1.34个百分点。  相似文献   

10.
新疆某铅锌矿石铅品位1.12%、锌品位3.24%,铅、锌均主要以硫化矿的形式存在,主要金属矿物方铅矿和闪锌矿嵌布粒度粗细不均,-0.074 mm细粒级分布率分别为37.46%、21.64%,原浮选生产指标较差,需进行技术改造。通过增加铅中矿、锌粗精矿再磨和1次铅、锌扫选进行工艺流程改造,有效提高了方铅矿和闪锌矿单体解离度,铅精矿品位和回收率分别提高了9.03,4.87个百分点,锌精矿品位和回收率分别提高了7.30,4.04个百分点,且铅锌互含现象明显改善,生产指标显著提高,产生了良好的经济效益。  相似文献   

11.
某铅锌矿原矿铅含量为1.26%,含锌6.53%,含硫30.38%。生产上采用“铅锌依次优先浮选-中矿顺序返回”工艺流程,生产指标为铅精矿铅品位50.69%,含锌12.61%,铅回收率75.53%,锌精矿锌品位48.77%,含铅1.59%,锌回收率73.91%。铅锌互含较高,锌精矿指标不理想。为了解决该问题,本文在了解现场生产工艺流程及矿石性质的基础上,针对该铅锌矿开展了详细的选矿工艺优化试验,通过对部分药剂制度进行优化,采用特效捕收剂BK-LY11,同时在锌浮选回路采用中矿再磨工艺,显著改善了铅锌互含情况,有效提高了铅锌选别指标,并成功应用于生产实践,优化后获得的铅、锌回收率分别提高了5.83、8.46个百分点。  相似文献   

12.
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   

13.
马晓炜  武俊杰 《矿冶》2016,25(3):28-31
西藏某地铅锌矿矿石矿物成分复杂,主要有用矿物有方铅矿、闪锌矿等,其中铅、锌主要以硫化物形式存在。为高效开发利用该矿石,进行了选矿工艺流程及药剂制度试验研究。最终确定对该矿石采用磨矿—抑锌浮铅—浮锌的选矿工艺流程处理该矿样,可获得铅品位64.29%、铅回收率97.00%的铅精矿和锌品位53.05%、锌回收率70.24%的锌精矿。  相似文献   

14.
获各琦铜矿铅锌选矿厂因铅锌选矿指标恶化,通过流程考察及原矿性质分析,对铅锌选别工艺进行了优化。优化后对浮选工艺进行了生产调试,并采取有效措施解决了存在的问题,使精矿品位和回收率显著提高。改造后铅精矿中铅品位提高了3.696个百分点,铅回收率提高了6.162个百分点,锌精矿中锌品位提高了1.916个百分点,锌回收率提高了11.69个百分点。尾矿铅品位降低了0.06个百分点,锌品位降低了0.169个百分点。  相似文献   

15.
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   

16.
内蒙古某铅锌矿主要有价金属元素为铅、锌并伴生银,为了综合回收各有用矿物,在原矿工艺矿物学研究的基础上,采用铅锌优先浮选工艺流程,通过制定合理的药剂制度及优化工艺流程,最终获得了铅品位为64.74%、回收率为87.96%的铅精矿,银品位为514.77 g/t、回收率为65.03%、含锌5.88%的银精矿,锌品位为56.38%、回收率为86.20%的锌精矿,试验指标较理想。  相似文献   

17.
云南某铅锌矿选矿工艺试验研究   总被引:6,自引:0,他引:6  
周强 《矿冶工程》2005,25(6):41-44
对云南某黄铁矿型含银铅锌多金属硫化矿选别的工艺流程及药剂条件进行了工艺试验研究。试验结果表明, 用优先浮选流程及所选药剂条件处理该试料可获得铅品位57.33%、铅回收率94.08%、银品位2 201.72 g/t、银回收率83.14%的铅精矿;锌品位48.28%、锌回收率88.38%的锌精矿和硫品位45.09%、硫回收率77.39%的硫精矿。  相似文献   

18.
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   

19.
云南某低品位铅锌萤石矿是以方铅矿、闪锌矿和萤石矿为主的多金属硫化矿。根据该矿石的特性, 进行了选矿工艺流程和浮选药剂制度试验。原矿铅品位2.56%、锌品位1.08%、萤石含量42.70%, 通过优先浮选流程选别后, 得到了铅精矿铅品位71.13%、回收率88.45%, 锌精矿锌品位50.10%、回收率83.80%, 萤石精矿萤石品位97.12%、回收率93.37%。  相似文献   

20.
针对康家湾矿矿石特性,阐述选矿厂选矿工艺存在的问题,通过选矿技术改造,最终得到铅品位为59.66%、回收率为89.17%的铅精矿,锌品位为49.75%、回收率为89.19%的锌精矿,硫品位为46.24%、回收率为60.25%的硫精矿,同时铅精矿中金银回收率分别提高了5.95、10.07个百分点。通过采用聚合硫酸铁和硫化钠组合药剂处理选矿废水,产生了较好的环境效益,选矿废水中铅含量从4.5 mg/L下降至0.34 mg/L,锌含量从2.3 mg/L下降至0.54 mg/L。  相似文献   

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