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复杂铜铅锌硫化矿浮选试验研究 总被引:3,自引:0,他引:3
某铜铅锌硫化矿,铜铅锌共生关系密切,且铅锌矿物嵌布粒度细小,铅锌矿物分离难度大。试验研究依据矿物特性,采用铅锌等可浮,粗精矿再磨措施,有效地解决了铜铅锌矿物分离问题。 相似文献
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云南某低品位铜铅锌复杂多金属硫化矿选矿试验研究 总被引:1,自引:0,他引:1
云南某低品位铜铅锌复杂多金属硫化矿含铜0.12%、铅0.37%、锌1.51%,针对该矿石的工艺矿物学特征,进行不同药剂种类及用量的条件试验,确定了"铜铅混浮-铜铅分离-锌浮选"工艺流程。闭路试验获得了含铜23.17%、铜回收率为69.84%的铜精矿和含铅50.65%、回收率为69.16%的铅精矿和含锌50.74%、锌回收率74.70%的锌精矿的较好指标。 相似文献
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云南某铜铅锌混合矿矿石各矿物嵌布粒度不均匀,共生关系密切,铅锌含量较高,经磨矿后即可作为铜铅锌混合精矿直接销售给白银集团公司第三冶炼厂,由于铜铅锌混合精矿中二氧化硅高达7.51%,给冶炼工艺造成了一定的困难,为降低铜铅锌混合精矿中二氧化硅的含量,采用铜铅锌混合浮选-脱水再混合浮选的工艺对该矿石进行了选矿试验研究。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占85%的情况下,采用铜铅锌混合粗选Ⅰ直接选出混合精矿1,再将混合粗选Ⅰ的尾矿进行脱水,提高矿浆浓度后,采用铜铅锌混合粗选Ⅱ经两粗一精获得混合精矿2,两次粗选尾矿为最终尾矿。采用水玻璃、硫酸铜、丁基黄药、2#油四种药剂。最终铜铅锌混合精矿铜铅锌品位分别达到2.95%、20.68%、24.17%;铜铅锌回收率分别达到95.26%、93.12%、96.15%;混合精矿伴生银品位为147.22 g/t,银回收率为92.79%;铜铅锌混合精矿二氧化硅含量降低为4.25%,达到了冶炼工艺的合理要求。 相似文献
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进行了多金属硫化矿综合回收有价金属的研究,采用先选出混合精矿,再用冶金方法分离提取有价金属的选冶联合工艺,Zn的回收率可达99%以上,Cu的回收率可达90%以上,98%以上的Pb得到回收,98%以上的Ag可以提取回收,元素硫产出率约70%。 相似文献
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黄沙坪复杂铜铅锌多金属硫化矿铜回收浮选研究 总被引:1,自引:0,他引:1
根据原矿的矿石性质,试验研究了黄沙坪复杂铜铅锌多金属硫化矿浮选综合回收铜的选矿工艺流程.试验研究表明对含铜0.114%、铅3.43%、锌6.56%的原矿,获得了含铜21.58%、回收率20.05%的铜精矿. 相似文献
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复杂铜铅锌硫化矿中铜回收浮选研究 总被引:1,自引:0,他引:1
针对某复杂铜铅锌多金属硫化矿伴生铜矿物嵌布粒度细小,硫化铁矿物含量高的矿石性质,采用铜优先浮选工艺,应用硫酸亚铁、亚硫酸钠和硫酸锌组合抑制剂和Z-200号与乙黄药为捕收剂,结果表明:对含Cu 0.62%、Pb 7.45%、Zn 4.92%的试样,在粒度-0.074 mm为90%入选时,获得了含Cu 20.35%,回收率... 相似文献
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混合浮选新工艺回收复杂铜铅锌矿硫化矿试验研究 总被引:8,自引:0,他引:8
试验研究的矿样来自西藏墨竹工卡,矿石为复杂难选铜铅锌多金属矿。依据矿石性质的特点,铜铅锌浮选采用铜铅混合浮选、然后再进行铜铅分离,铜铅浮选尾矿进行浮选锌矿物的原则工艺流程。该工艺的关键技术如下:(1)铜铅混合浮选采用BD、丁基铵黑药和黄药组合捕收剂;(2)采用硫化钠、硫酸锌和碳酸钠组合作为锌矿物的抑制剂;(3)铜铅分离采用活性炭脱药;(4)CMC、Na2SO,和Na2SiO,环保型的组合药剂作为铅矿物的抑制剂。通过上述技术创新,成功地实现了铜铅分离,并取得良好的选矿试验指标。该工艺率先于2007年在西藏中凯墨竹工卡选矿厂取得成功。 相似文献
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针对西藏某铜铅锌多金属硫化矿石,采用适合该矿石性质的磁选-铜铅混选-尾矿选锌的原则工艺流程,应用复合黄药和DZ-1作铜铅混选捕收剂、组合抑制剂CF作方铅矿抑制剂、Z-200作铜铅分离捕收剂,可获得单独的铜、铅、锌精矿,金属回收率较高,同时,矿石中的硫及伴生银也得到了有效回收。 相似文献
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因氧化严重,印尼进口某多金属矿铜硫分离困难,铁精矿含硫严重超标.针对该矿矿石性质,开发了浮选-磁选联合工艺,浮选中以HT药剂消除溶液中Cu2+,实现了铜硫矿的分离和回收,浮选尾矿再用磁选回收铁,获得铜精矿产率9.75%,品位22.05%,回收率75.17%,含金0.97 g/t,含银14 g/t.硫精矿产率30.76%,品位49.94%,回收率64.23%.铁精矿产率26.84%,品位60.24%,回收率76.26%. 相似文献
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采用选冶联合流程综合回收新疆某铜矿中有价金属。结果表明,先采用铜浮选得到品位18.01%的铜精矿,铜回收率达90%。选铜尾矿再磁选得到含钪54g/t、铁59.28%和钛19.08%的强磁精矿。强磁精矿在液固比5∶1、90℃、12 mol/L盐酸浸出2h时,钪、铁、钛的浸出率分别为92.58%、80.97%和13.88%。酸浸液采用P204+TBP萃取钪,钪萃取率达90%,总回收率85%以上;采用N235萃取铁,铁萃取率达99%,总回收率80%以上;采用酸浸—水解回收钛,钛总回收率85%以上。 相似文献