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某氧化铅锌矿选矿试验研究与生产实践 总被引:5,自引:0,他引:5
某氧化铅锌矿石氧化率高达92%以上,采用硫化-黄药法浮铅,硫化-胺法浮锌的不脱泥浮选工艺,并采用D6调整剂,可获得铅精矿含铅60.89%,含锌5.84%,铅回收率92.72%,锌精矿含锌36.4%,含铅0.5%,锌回收率83.22%的试验指标。生产实践结果表明工艺条件合理,指标稳定可靠。 相似文献
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宏源氧化铅锌矿含铅10.5%,锌31.2%,铅锌氧化率均高于95%,采用硫化-黄药浮铅和硫化-胺法浮锌,锌精选采用反浮选,获得铅精矿含Pb71.2%、含Zn 4.65%、铅回收率81.5%;锌精矿含Zn 45.4%、含Pb 0.98%、锌回收率75.2%的良好指标. 相似文献
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某氧化铅锌矿石氧化率高达 92 %以上 ,采用硫化—黄药法浮铅、硫化—胺法浮锌的不脱泥浮选工艺 ,并采用D6调整剂 ,可获得铅精矿含铅 6 0 89%、含锌 5 84 %、铅回收率 92 72 % ;锌精矿含锌 36 4 %、含铅0 5 %、锌回收率 83 2 2 %的试验指标。生产实践结果表明工艺条件合理 ,指标稳定可靠 相似文献
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四川某铅锌硫化矿方铅矿、闪锌矿和黄铁矿嵌布关系复杂。现场在中性条件下,以25#黑药作铅捕收剂浮铅,浮铅尾矿再选锌,获得的铅、锌精矿品位偏低、且精矿中铅、锌互含严重,难以实现高效回收铅、锌资源。为此,针对该铅锌硫化矿矿石性质,在高碱条件下,以具有较好选择性和捕收性的铅高效捕收剂Y2浮铅,硫酸锌作锌矿物抑制剂,经一次粗选、三精精选获得铅精矿,粗选尾矿经两次扫选后再选锌。试验室小型闭路试验研究结果表明,在原矿含铅1.39%、含锌2.38%的情况下,可获得铅精矿含铅50.34%、含锌6.59%、铅回收率80.61%,锌精矿含锌49.44%、含铅1.94%、锌回收率88.60%的较好指标。与现场工艺相比,铅精矿中铅品位提高了6.46%、铅回收率提高了7.04%、杂质锌含量降低2.23%,锌精矿中锌品位提高6.02%、锌回收率提高5.06%、杂质铅含量降低0.9%,使用新型捕收剂Y2的优越性明显。 相似文献
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云南曲靖某氧化铅锌矿石含铅6.65%、含锌14.44%,铅锌氧化率均高于97%,采用不脱泥,硫化-黄药法优先选氧化铅,硫化-新型胺类捕收剂KM301再选氧化锌的原则工艺流程,闭路试验可获得铅精矿铅品位65.01%、含锌5.88%、铅回收率88.59%,其中矿泥(-20μm)铅品位51.92%、铅回收率10.80%;锌精矿锌品位38.91%、含铅1.24%、锌回收率91.23%,其中矿泥(-20μm)锌品位32.59%、锌回收率12.35%的试验指标。 相似文献
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某铜铅锌多金属硫化矿电位调控浮选试验研究 总被引:13,自引:5,他引:13
某铜铅锌多金属硫化矿铜铅矿物嵌布粒度微细,分离难度大,锌矿物以铁闪锌矿为主,现场仅生产铅精矿和锌精矿且选别指标差。为此,针对矿石性质,采用铜铅混浮-铜铅分离-混浮尾矿抑硫浮锌电位调控浮选工艺,通过控制矿浆电位,混浮粗精矿再磨,选择高效捕收剂、活化剂、抑制剂等措施,使铜铅矿物与锌硫矿物、铜矿物与铅矿物、铁闪锌矿与磁黄铁矿得到了较好的分选。闭路试验获得含铜18.13%、铜回收率55.41%的铜精矿,含铅50.20%、铅回收率83.29%的铅精矿和含锌49.75%、锌回收率86.17%的锌精矿,与现场相比,不仅回收了铜矿物,而且铅、锌精矿质量与回收率都得到了大幅度提高。 相似文献
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用高锰酸钾浮选分离铅锌硫化矿 总被引:1,自引:0,他引:1
将高锰酸钾作为抑制剂,采用先选铅后选锌、先选硫化矿后选氧化矿的优先浮选流程分离连城铅锌矿,当原矿含铅2.74%、锌3.84%时,可获得含铅72.50%、锌4.05%的铅精矿,含锌52.16%、铅1.31%的锌精矿,铅精矿和锌精矿的回收率分别为83.40%和86.56%。 相似文献
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某低品位铅锌尾矿的浮选试验研究 总被引:2,自引:0,他引:2
针对某品位低、深度氧化且含铁、硅较高的复杂氧化铅锌尾矿,采用硫化一黄药法和硫化一胺法分别浮选氧化铅锌,在铅、锌给矿品位分别为2.54%和3.86%条件下,获得了铅品位41.43%、回收率67.50%的铅精矿,和锌品位40.31%、回收率为73.72%的锌精矿。 相似文献
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含易浮云母的复杂铜铅锌矿分离试验研究 总被引:1,自引:0,他引:1
某铜铅锌矿属高硫复杂难选多金属硫化矿,铜铅锌矿物之间嵌镶关系极其复杂,原矿中云母和硫含量高,可浮性好,严重干扰铜铅锌矿物的浮选,尤其对铜铅锌精矿的质量影响很大,增加了该铜铅锌矿石的选矿难度。采用优先浮铜—铜精矿脱云母—铅锌硫混浮—铅锌与硫分离的浮选工艺,在铜与铅锌分离的同时消除云母对浮选的影响。当原矿含铜0.63%、铅2.44%、锌2.95%时,获得的铜精矿含铜21.24%、含铅6.08%、含锌4.08%,铜回收率为76.20%;铅锌精矿含铅18.38%、含锌23.32%,铅、锌回收率分别为85.07%、89.32%。 相似文献
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某铅锌矿含铅1.15%,含锌2.26%,铅锌氧化率均小于8%。针对原铅浮选过程中回水回用导致的铅锌分离难题,采用铅锌等可浮流程,使部分可浮性好的锌矿物与铅矿物同步浮选;在铅精选作业,采取强化抑制措施分离铅锌,获得铅精矿和铅精选尾矿,铅精选尾矿与铅尾矿合并进入锌浮选。试验结果表明:①直接使用回水的条件下,闭路试验取得了与自来水浮选相近的铅精矿指标,铅精矿含铅56.98%、含锌3.85%,铅回收率87.20%。②铅锌等可浮工艺在选厂工业应用,取得了良好的分选指标,铅精矿含铅65.90%、含锌5.04%,铅回收率86.48%;相比原生产指标,铅精矿品位提高了8.43个百分点,含锌降低1.26个百分点,铅回收率提高2.12个百分点。研究成果实现了工业应用,基本消除了回水对铅锌分离的不利影响,具有较强的推广及示范意义。 相似文献
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大厂100号特富矿属于锡石-多金属硫化矿。根据矿石性质,将磨矿粒度控制在0.25mm以下,原则流程为磁-浮-重,先用磁选选出磁黄铁矿,消除对硫化矿浮选的影响。浮选部分采用优先浮铅锑-混浮-锌硫分离,用重选摇床从浮选矿中回收锡。本工艺经长坡厂表明,工艺合理,生产指标均达到设计要求,锡精矿品位47.79%,回心率71.77%,铅锑精矿含铅31.78%,回收率86.78%,锌精矿品位为47.79%,回收 相似文献
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低品位铅锌矿选矿工艺的研究 总被引:7,自引:0,他引:7
喻连香 《广东有色金属学报》2003,13(1):13-17
某低品位铅锌矿含铅3.11%、含锌2.50%,采用一段磨矿(-0.074mm 66.640%)、优先浮铅的选矿工艺,用浮选硫化矿的常规药剂分选,可分别得到品位61.58%、回收率87.01%的铅精矿和品位48.69%、回收率62.91%的锌精矿. 相似文献
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甘肃某尾矿含铅、锌、硫,铅、锌氧化率高,生产流程采用混合—优先浮选流程回收硫化铅、锌、硫,但只能生产出低品位锌精矿外销。针对生产流程中存在的问题进行了工艺改造,采用重—浮联合混选,混选精矿磨矿脱泥后精选,混合精矿分离铅、锌、硫的工艺,用硫化—黄药法回收氧化铅锌、硫化铅锌。获得了铅品位40%、回收率43%的铅精矿;锌品位45%、回收率62.5%的锌精矿;硫品位35.3%、回收率60%的硫精矿。 相似文献
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云南沧源某氧化铅锌矿浮选工艺研究 总被引:3,自引:0,他引:3
以云南省沧源县某深度氧化,且锌主要以异极矿形式存在的难选铅锌矿石为研究对象,进行了丁黄药直接浮选方铅矿、硫化-丁黄药浮选白铅矿、硫化-苯硫酚浮选异极矿的工艺技术条件研究。采用试验确定的先浮铅后浮锌、先选硫化矿后选氧化矿的闭路浮选工艺处理该矿石,获得了铅品位为53.93%、含锌13.13%、银品位为1 751.90 g/t的铅精矿,锌品位为31.82%、含铅2.75%的锌精矿,以及铅品位为33.38%、锌品位为19.10%、银品位为694.85 g/t的铅锌混合精矿,铅锌银的综合回收率均超过98%。 相似文献
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某低品位银铅锌多金属硫化矿石含银74 g/t、铅0.36%、锌0.82%。银矿物以脆银矿和辉银矿为主,铅矿物以方铅矿为主,锌矿物以闪锌矿为主,主要脉石矿物为石英,其次是白云母、绿泥石和钾长石。矿石中银铅锌矿物均部分被氧化,大部分铅锌矿物嵌布粒度较粗,少部分嵌布粒度微细,银在铅、锌、硫等矿物中均有分布,且嵌布粒度较细。为确定矿石的选矿工艺,进行了选矿试验研究。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占55%的情况下,采用银铅混浮再浮锌最后选硫工艺处理矿石,可获得含银8 515 g/t、含铅51.64%、含锌4.61%、银回收率42.41%、铅回收率56.04%、锌回收率2.15%的银铅精矿,含锌45.47%、含银1 692 g/t、含铅3.48%、锌回收率69.63%、银回收率27.71%、铅回收率12.42%的锌精矿,以及含硫43.79%、含银781 g/t、硫回收率10.56%、银回收率5.63%的硫精矿。 相似文献