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安徽某硫化铅锌矿嵌布粒度微细、伴生关系复杂、含泥量大且原矿品位低,通过多种方案的比较,采用碳酸钠作pH调整剂、亚硫酸钠与硫酸锌组合抑制闪锌矿、硫氮9#作捕收剂优先选铅;选铅尾矿添加石灰调浆,用硫酸铜作活化剂,丁基黄药选锌的试验方案,获得了含铅50.60%、含锌3.93%、铅回收率为87.78%的铅精矿,以及含锌47.75%、含铅0.48%、锌回收率为88.58%的锌精矿. 相似文献
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某低品位铅锌硫化矿浮选试验研究 总被引:1,自引:1,他引:0
袁来敏 《有色金属(选矿部分)》2014,(3):14-17,66
某硫化铅锌矿含铅锌原矿品位低、嵌布粒度细、伴生关系复杂。通过多种方案的比较,采用优先浮选抑锌浮铅的选别流程,试验采用乙硫氮作为优先选铅的捕收剂,石灰作为调整剂以及黄铁矿的抑制剂,硫酸锌和亚硫酸钠作为闪锌矿的抑制剂,之后利用硫酸铜作为闪锌矿的活化剂,用丁基黄药作为捕收剂来实现铅与锌的有效分离。试验获得铅精矿含铅51.00%、铅回收率86.63%、含银518 g/t、银回收率47.41%,锌精矿含锌51.20%、锌回收率85.27%、含银234 g/t、银回收率38.38%。 相似文献
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内蒙古某磷矿为变质型磷矿石,品位(P_2O_5)15.94%,主要杂质元素SiO2,含量31.97%。磷矿物主要为磷灰石,少量胶磷矿;脉石矿物主要有石英、云母。根据该磷矿石的矿石性质,进行了浮选试验研究。采用碳酸钠为矿浆pH调整剂,水玻璃为脉石矿物抑制剂,油酸钠为含磷矿物捕收剂,可以实现磷的有效回收。在条件试验及开路试验的基础上进行了一次粗选、二次精选小型闭路试验,可获得磷精矿品位(P_2O_5)30.21%,回收率(P2O5)70.81%的选别指标。 相似文献
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本文介绍了国内某低品位重晶石矿的选矿工艺研究,该重晶石原矿Ba SO4含量为63.79%。通过对该矿石性质的分析和浮选试验研究,确定了选别该重晶石的最佳浮选条件,在磨矿细度-0.074 mm 80%、p H值为8~9、水玻璃500 g/t、油酸钠800 g/t的浮选条件下,采用"一粗、二精、一扫、中矿顺序返回"的浮选闭路工艺流程,获得了品位为96.82%、回收率为92.66%的重晶石精矿,该精矿产品可满足化工级重晶石产品的要求,对该类型矿产资源的综合利用具有一定的参考价值。 相似文献
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某含铅锌银矿浮选工艺研究 总被引:2,自引:0,他引:2
采用混合浮选和优先浮选工艺处理某含铅锌银矿综合回收银、铅和锌。混合浮选精矿Ag品位5028g/t,银回收率94.11%.铅的回收率90.05%,锌的回收率90.43%。优先浮选银铅精矿含银12929g/t.含铅42.73%.银回收率77.63%,铅回收率80.05%,锌精矿含锌56.56%,锌回收率82.05%.银的富集比和回收率均较高.铅锌综合回收效果也很好。虽然银与铅共生关系较密切,但在优先浮选工艺的锌精矿中银含量仍近1000g/t,因而建议采用混合浮选工艺.通过冶金工艺处理混合精矿,分离和回收铅、锌和银。 相似文献
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甘肃某极低品位氧化铅锌银矿,铅品位0.96%、铅氧化率37.50%,锌品位0.76%、锌氧化率32.88%,银品位207.66g/t,银主要以银锑黝铜矿的形式存在并与方铅矿共生。根据该矿的性质,优先浮选产出铅精矿,混合浮选产出铅锌精矿,并将银富集到铅精矿和铅锌精矿中。采用新型捕收剂GH,通过闭路选铅,获得了铅品位55.71%、铅回收率20.73%,银品位7 476.81g/t、银回收率14.39%的铅精矿;在闭路混选中,获得了铅品位17.61%、铅回收率37.47%,锌品位23.64%、锌回收率65.67%,银品位5 593.42g/t、银回收率59.49%的铅锌精矿。富集伴生银矿物的同时,实现了对低品位矿物的高效回收。 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-黄药法和硫化-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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对云南某高铁氧化铅锌矿进行了试验研究。结果表明, 采用选冶结合新工艺能综合回收铅、锌及铁。采用常规硫化浮选工艺能得到铅品位为50.43%、铅回收率为72.46%的铅精矿; 选铅尾矿采用配煤高温还原-磁选工艺, 能得到铁品位为87%左右、铁回收率在90%左右的金属铁粉, 锌在高温还原过程中的挥发率高达90%左右。该选冶新工艺能为开发利用此类难选氧化铅锌矿提供借鉴意义。 相似文献
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从黄沙坪低品位钼铋钨浮选尾矿中浮选回收萤石的试验研究 总被引:1,自引:0,他引:1
对黄沙坪低品位钼、铋、钨浮选尾矿进行了浮选回收萤石的试验研究。采用一粗二扫浮选回收、萤石粗精矿再磨、精选中矿1和精选中矿2再选、其余中矿顺序返回精选、精矿经强磁选获得最终萤石精矿的工艺流程,可得到CaF2品位为97.36%、回收率为57.23%的萤石精矿。 相似文献
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某含金低品位铅锌硫化矿选矿工艺研究 总被引:1,自引:1,他引:0
针对某含金多金属硫化矿铅锌品位低、金属矿物间共生关系复杂、可浮性相近的特征, 采用铅优先浮选、锌硫混浮、锌硫分离的工艺流程, 在回收金的同时, 使矿石中的铅、锌、硫也得到较好回收, 实现了资源综合利用, 获得了含Pb 47.11%、铅回收率82.25%的铅精矿和含Zn 46.94%、锌回收率67.22%的锌精矿, 金回收率为86.93%。 相似文献
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针对国外某氧化铅锌矿开展了选冶联合工艺研究, 采用硫化焙烧-浮选工艺回收铅、锌。工艺矿物学研究表明, 矿样中的锌主要以硫化锌和碳酸锌两种形式存在, 铅主要以硫化铅和铅铁矾形式产出。闪锌矿和菱锌矿属于微细粒和细粒嵌布的范畴。硫化剂、焙烧时间和焙烧助剂是影响硫化焙烧效果的主要因素, 而焙烧温度、物料粒度的影响不显著。矿石中含有黄铁矿, 因此硫化焙烧不需另外添加硫化剂。采用硫化焙烧-混合浮选工艺, 在焙砂磨矿粒度-0.038 mm粒级占92.56%条件下, 经一次粗选、三次扫选、十次精选闭路流程选别(中矿顺序返回), 可获得产率22.96%、含Pb 9.87%、含Zn 38.92%、Pb+Zn品位为48.79%的混合铅锌精矿, Pb、Zn回收率分别为75.79%和79.78%。 相似文献