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相似文献
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1.
随着大量易选硫化锌矿资源的不断消耗,细粒难选低品位氧化锌矿逐渐成为重要原料。本文针对云南兰坪大量低品位氧化锌矿石,其含锌6.52%,锌的氧化率94.62%,采用硫化-胺法浮选工艺流程,研究了磨矿细度、药剂种类、药剂用量等因素对锌浮选过程的影响。在磨矿细度为-0.074mm 90%时采用一次粗选两次扫选三次精选的闭路流程,获得锌精矿产率9.70%,Zn品位44.09%,Zn回收率66.35%较好指标。本研究对我国低品位氧化锌矿资源的开发利用具有重要借鉴意义。  相似文献   

2.
针对氧化锌矿浮选分离困难、选矿指标低的问题,提出氧化锌矿硫化焙烧-浮选技术方案。以硫磺为硫化剂,通过硫化焙烧,将氧化锌矿物转化为硫化锌矿物,再使用传统的硫化矿浮选法分选。试验原矿含锌5.13%,氧化率达86.55%,主要脉石矿物为石英和方解石。通过焙烧试验,确定最佳焙烧条件为硫磺添加量3%,焙烧温度650℃,焙烧时间60 min,磨矿细度-74μm占85%;然后通过闭路浮选试验,获得锌品位38.96%、锌回收率86.33%的锌精矿。  相似文献   

3.
针对某地低铅高锌硫化矿,采用浮铅抑锌的优先浮选方法,通过条件试验对比确定最佳的药剂条件。试验结果表明,用优先浮选流程及所选的药剂条件处理铅品位为0.64%、锌品位为7.33%的原矿,能够得到铅品位52.75%,含锌7.71%,含银524g/t,铅回收率65.93%,银回收率8.91%的铅精矿;锌品位54.55%,含铅0.63%,含银286g/t,锌回收率91.91%,银回收率75.10%的锌精矿。  相似文献   

4.
针对某地低铅高锌硫化矿,采用浮铅抑锌的优先浮选方法,通过条件试验对比确定最佳的药剂条件。试验结果表明,用优先浮选流程及所选的药剂条件处理铅品位为0.64%、锌品位为7.33%的原矿,能够得到铅品位52.75%,含锌7.71%,含银524g/t,铅回收率65.93%,银回收率8.91%的铅精矿;锌品位54.55%,含铅0.63%,含银286g/t,锌回收率91.91%,银回收率75.10%的锌精矿。  相似文献   

5.
对贵州省织金地区低磷层磷块岩型稀土矿石进行XRF、ICP、SEM/EDS、FIB-SEM分析。矿石中P2O5含量为9.97%、稀土总量为899.52μg/g,稀土以钇和镧、铈、钕为主。稀土元素赋存状态研究表明,稀土元素以类质同象形式赋存在胶磷矿中。采用浮选机反浮选方法进行选矿工艺研究。实验筛选出NECP6号为捕收剂,对捕收剂种类、用量、磨矿时间、硫酸用量和磷酸用量等浮选工艺条件进行了实验研究,结果表明:当NECP6号捕收剂用量为2.8 kg/t,磨矿时间25 min,硫酸用量为6.5 kg/t,磷酸用量为24 kg/t,浮选5 min情况下浮选效果最好,实验样品经一粗一精选别,精矿品位从原矿品位10.64%提升到20.58%,回收率81.30%,尾矿品位降至3.69%,浮选效果较好。  相似文献   

6.
对贵州某地的玄武岩型氧化铜矿进行了可选性试验研究.对氧化矿采用的硫化浮选方法经试验不适合本矿,故采用离析浮选.采用离析、一次粗选的试验指标为:铜精矿品位26.70%,铜回收率84.36%.  相似文献   

7.
黑龙江某铜矿石中有用金属矿物主要以黄铜矿和银为主,并伴生有砷、辉铋矿、黄铁矿和闪锌矿等。在对原矿进行化学成分分析、物相分析和工艺矿物学研究的基础上,进行了浮选实验研究,确定了最佳浮选实验流程。在原矿铜品位为0.95%,银品位11g/t时,闭路试验获得铜精矿品位为18.79%,回收率为96.53%,银品位为175g/t,回收率为78.27%的选别指标。  相似文献   

8.
老挝某氧化铅锌矿中含Pb 2.87%、Zn 13.80%、Ag 143.90 g/t,矿石性质及结构较复杂,选别难度较大。为充分回收该矿石资源,对其进行了详细的浮选试验研究。通过对选别条件逐级优化,确定磨矿细度为-0.074mm占90.46%。选铅部分以Na2CO3为调整剂,水玻璃作为抑制剂,Na2S作为活化剂,丁基黄药和异戊基黄药为组合捕收剂,2#油为起泡剂;选锌部分以六偏磷酸钠为分散剂,Na2S为活化剂,KZF为捕收剂。通过选铅“二粗三精三扫”,选铅尾矿再选锌通过“一粗二精二扫”中矿循环返回的大开路小闭路流程,获得铅品位45.28%、回收率77.78%的铅精矿,锌品位34.13%、回收率89.38%的锌精矿。铅精矿中银品位为1016.38 g/t、回收率为34.82%;锌精矿中银品位为193.43 g/t、回收率为48.58%,较好地实现了对该矿石资源的综合回收利用。  相似文献   

9.
为合理利用某堆存低品位萤石矿,采用光电-浮选联合流程进行选矿试验研究,光电选矿可以实现矿石中萤石和石英的有效分离,预先抛除大量尾矿,显著降低磨浮工段矿石处理量,使低品位萤石矿的合理利用成为可能。当原矿CaF2品位为17%左右时,采用光电-浮选联合流程,可获得CaF2品位为96.93%的萤石精矿,联合流程CaF2综合回收率为69.80%。  相似文献   

10.
针对青海省某金矿采用常规的氰化浸出效果不佳(金浸出率仅为8.19%)和含较高的砷、硫的情况和特点,进行了可选性试验研究。摇床重选虽然可获得品位较高的金精矿,但其回收率太低。浮选试验表明,采用一粗三精三扫的浮选闭路流程,可获得品位为72.72g/t,回收率为88.74%的浮选金精矿,选别指标较为理想。确定的最佳操作条件为...  相似文献   

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