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贵州织金某低品位铅锌矿石铅品位1.50%,锌品位较低,仅0.92%,铅、锌主要以方铅矿和闪锌矿的形式存在,嵌布粒度较细,与脉石紧密共生。为合理开发利用该矿石,按优先浮选铅再选锌的原则流程进行选矿试验。结果表明,在磨矿细度-0.074 mm 74%的条件下,以SN-9+丁胺黑药为铅浮选组合捕收剂,丁基黄药为锌浮选捕收剂,1粗1精抑锌浮铅—浮铅尾矿1粗2精1扫浮锌、中矿顺序返回的闭路试验可获得铅精矿品位49.21%、回收率89.38%,锌精矿品位44.67%、回收率62.82%的良好指标,实现了该矿石中铅、锌的回收利用。 相似文献
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针对四川某氧化铅锌矿石,采用先铅后锌、不脱泥直接浮选工艺进行了系统的选矿试验研究,试验研究结果表明,采用1粗3精2扫浮铅、1粗4精2扫浮锌、中矿顺序返回的闭路试验流程处理该矿石,可以获得铅品位为61.95%、含锌3.16%、铅回收率79.59%的铅精矿,锌品位为37.53%、含铅1.18%、锌回收率80.12%的锌精矿。 相似文献
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内蒙古某铜铅锌多金属硫化矿石选矿试验 总被引:1,自引:0,他引:1
内蒙古某铜铅锌多金属硫化矿石中主要有价元素为铜、铅、锌、银,主要金属矿物方铅矿、闪锌矿、黄铁矿、黄铜矿等嵌生关系密切。为确定该矿石的选矿工艺流程,采用铜铅混浮再抑铅浮铜、锌硫混浮再抑硫浮锌原则流程进行了选矿试验。结果表明:矿石在磨矿细度为-200目占70%的情况下,采用1粗2扫3精铜铅混浮、1粗1扫2精铜铅分离、1粗1精3扫锌硫混浮、1粗2扫3精锌硫分离流程处理,获得了铜品位13.52%、含银3 398.44 g/t、铜回收率68.95%、银回收率29.25%的铜精矿,铅品位68.36%、含银3 053.78 g/t、铅回收率84.28%、银回收率46.39%的铅精矿,锌品位46.73%、含银241.13 g/t、锌回收率81.85%、银回收率11.90%的锌精矿,以及硫品位16.09%、硫回收率18.89%的硫精矿。 相似文献
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云南某硫化铅锌矿石铅品位为 0.85%,锌品位为 2.76%,并伴生有金、银等贵重金属。针对一般硫化铅锌矿浮选中需要加入大量石灰,不利于贵重金属回收的特点,开发了自然 pH 下硫化铅锌矿浮选分离技术,用漂白粉和过硫酸钠代替石灰作用,进行了铅的浮选回收试验。结果表明:在磨矿细度为-0.074 mm 占 85%,以 Z200+乙硫氮为捕收剂,漂白粉+过硫酸钠为抑制剂,经过 1 粗 2 精 2 扫流程铅锌混浮,铅锌精矿以硫酸锌+亚硫酸钠为抑制剂,以 Z200+乙硫氮为捕收剂,经 1 粗 2 精 2 扫流程选铅,选铅尾矿经 1 粗 2 精 2 扫选锌,最终获得铅品位 51.26%、铅回收率 82.02% 的铅精矿,锌品位 46.21%、锌回收率 70.65% 的锌精矿,实现了原矿中有用金属的高效回收率。与使用石灰为抑制剂相比,漂白粉+过硫酸钠复配选别指标更好。 相似文献
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云南某硫化铅锌矿石铅品位为 0.85%,锌品位为 2.76%,并伴生有金、银等贵重金属。针对一般硫化铅锌矿浮选中需要加入大量石灰,不利于贵重金属回收的特点,开发了自然 pH 下硫化铅锌矿浮选分离技术,用漂白粉和过硫酸钠代替石灰作用,进行了铅的浮选回收试验。结果表明:在磨矿细度为-0.074 mm 占 85%,以 Z200+乙硫氮为捕收剂,漂白粉+过硫酸钠为抑制剂,经过 1 粗 2 精 2 扫流程铅锌混浮,铅锌精矿以硫酸锌+亚硫酸钠为抑制剂,以 Z200+乙硫氮为捕收剂,经 1 粗 2 精 2 扫流程选铅,选铅尾矿经 1 粗 2 精 2 扫选锌,最终获得铅品位 51.26%、铅回收率 82.02% 的铅精矿,锌品位 46.21%、锌回收率 70.65% 的锌精矿,实现了原矿中有用金属的高效回收率。与使用石灰为抑制剂相比,漂白粉+过硫酸钠复配选别指标更好。 相似文献
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某复杂铜铅锌多金属矿选矿试验 总被引:1,自引:0,他引:1
针对某复杂铜铅锌多金属矿的性质特点,采用弱磁选脱硫-铜铅混浮-混合精矿铜铅分离-混浮尾矿选锌的原则流程对该矿石进行选矿试验研究。在矿石磨矿细度为-0.074 mm占90%的情况下,采用1次弱磁选选硫、1粗2精2扫铜铅混浮、1粗2精1扫铜铅分离、1粗3精2扫选锌、中矿顺序返回流程处理该矿石,最终获得了铜品位为24.79%、铜回收率为55.78%的铜精矿,铅品位为51.34%、铅回收率为83.55%的铅精矿,锌品位为45.63%、锌回收率为62.71%的锌精矿,硫品位为35.12%、硫回收率为80.08%的硫精矿。铜精矿含银229.53 g/t,铅精矿含银196.20 g/t,铜、铅精矿中银的总回收率为50.29%。 相似文献