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乌拉根硫化铅锌矿浮选工艺研究 总被引:4,自引:0,他引:4
针对乌拉根硫化铅锌矿矿石进行了大量浮选条件实验研究,结果表明,在磨矿细度-0.074 mm占52.98%情况下,以乙黄药为铅浮选捕收剂、丁黄药为锌浮选捕收剂,闭路流程试验可获得产率1.24%、铅品位78.04%、回收率96.67%的特级铅精矿和产率4.81%、锌品位56.73%、回收率92.93%的优质锌精矿. 相似文献
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低品位铅锌硫化矿铅锌分离试验研究 总被引:8,自引:3,他引:5
针对福建某低品位铅锌矿嵌布粒度细和矿物共生关系密切,铅锌分离困难的问题,采用以乙硫氮作铅矿物捕收剂、ZnSO4和Na2SO3组合抑制剂代替原工艺中NaCN进行抑锌浮铅,选铅尾矿经CuSO4活化后,用丁基黄药作锌矿物捕收剂选锌的依次优先浮选流程,成功实现了无氰工艺的铅、锌有效分离,获得了铅品位和回收率分别为65.33%和89.33%的铅精矿及锌品位和回收率分别为53.18%和91.91%的锌精矿。 相似文献
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陕西某氧化铅锌矿选矿试验研究 总被引:1,自引:1,他引:0
陕西省某铅锌矿矿石因氧化程度高、易泥化而较难选,尤其是氧化锌的回收困难。试验针对矿石性质,采用了铅的硫化矿物和氧化矿物混合浮选回收,锌的硫化矿物、氧化矿物依次单独回收的方案。选铅时采用了组合捕收剂乙硫氮+丁胺黑药,选氧化锌时采用了复合捕收剂A928,最终获得了铅品位和回收率分别为53.67%和82.92%、含锌5.23%的铅精矿,锌品位和回收率分别为51.08%和40.75%、含铅1.06%的硫化锌精矿及锌品位和回收率分别为22.55%、44.28%、含铅1.22%的氧化锌精矿,实现了氧化铅锌矿石的有效分选。 相似文献
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青海某低品位硫化铅锌矿中Pb品位3.04%、Zn 品位1.61%,主要金属矿物为方铅矿、闪锌矿、黄铁矿,脉石矿物主要是石英、高岭石、方解石等。有价矿物之间嵌布关系复杂,磁黄铁矿含量偏高,浮选分离难度较大。本试验采用铅、锌顺序优先浮选流程,磨矿细度-0.074mm占70%,用ZnSO4抑制锌、乙黄药作为捕收剂优选浮铅,铅浮选尾矿加入CuSO4活化、丁黄药作为捕收剂再浮锌,铅、锌粗精矿分别经过二次精选提质,最终得到铅精矿含Pb 56.76%、铅回收率为95.73%;锌精矿含Zn 30.72%、锌回收率为82.54%。 相似文献
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云南某难选氧化铅锌矿浮选试验研究 总被引:3,自引:2,他引:1
对云南某难选氧化铅锌矿进行了浮选试验研究,采用先硫后氧、先铅后锌流程,并在氧化锌浮选作业采用加温及使用氧锌灵作辅助捕收剂的不脱泥流程,取得了较好的技术指标:锌总回收率83.26%,其中硫化锌精矿锌品位50.38%、锌回收率16.69%,氧化锌精矿锌品位22.29%、锌回收率66.57%;铅总回收率56.37%,其中硫化铅精矿铅品位50.86%、铅回收率30.61%,氧化铅精矿铅品位49.15%、铅回收率25.76%。 相似文献
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四川某铅锌矿主要回收元素为铅、锌。根据该矿石中铅锌矿石的矿物组成和有用矿物嵌布特征,此次试验采用先铅后锌的优先浮选流程,实现了铅、锌的有效分离回收。获得了铅品位和回收率分别为58.51%和69.22%的铅精矿,锌品位和回收率分别为49.38%和90.29%的锌精矿。 相似文献
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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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新疆某硫化铅锌矿石铅、锌品位分别为1.14%、3.26%,铅、锌均主要以硫化矿的形式存在,分布率分别为85.09%、91.72%。有用矿物主要为方铅矿和闪锌矿,脉石矿物以碳酸盐矿物和石英为主,嵌布关系复杂。为回收利用矿石中的铅、锌,采用铅优先浮选再选锌的工艺流程进行选矿试验。结果表明,固定磨矿细度-0.074 mm 80%,铅优先浮选以碳酸钠为调整剂、硫酸锌+亚硫酸钠为组合抑制剂、乙硫氮为捕收剂,选铅尾矿锌浮选以石灰为抑制剂、硫酸铜为活化剂、丁基黄药为捕收剂,最终1粗4精2扫铅浮选—1粗3精2扫锌浮选闭路试验可获得铅品位51.42%、含锌5.24%、铅回收率84.67%的铅精矿和锌品位52.82%、含铅0.96%、锌回收率89.29%的锌精矿,实现了矿石中铅、锌的分离与回收,可供该铅锌矿确定选矿工艺流程参考。 相似文献
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《有色金属(选矿部分)》2021,(4)
某难选富银铅锌矿,黄铁矿和毒砂含量高达74%,方铅矿局部氧化,铅锌硫矿物间可浮性差异较小。原工艺添加少量石灰,采用丁基黄药为捕收剂,进行分段粗选和精选,流程结构复杂、分选指标低,铅精矿铅品位45%、铅回收率65%,铅精矿中银回收率55%,锌精矿锌品位45%、锌回收率60%,锌精矿含砷0.5%。新工艺采用增加铅粗选石灰用量、使用GYD作为铅矿物捕收剂、粗精矿集中精选三项措施,简化了流程结构。扩大试验获得良好的浮选指标:铅精矿产率5.36%,铅品位62.23%,含锌3.14%,铅回收率82.40%,含银2 214g/t,银回收率72.02%;锌精矿产率8.04%,锌品位50.45%,含铅1.04%,含砷0.081%,锌回收率88.94%。相比原生产指标,铅精矿品位和回收率提高17个百分点以上,铅精矿中银回收率提高17个百分点以上;锌精矿品位提高5个百分点以上,锌回收率提高18个百分点以上,锌精矿砷含量下降0.42个百分点。 相似文献
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四川某氧化铅锌矿石铅、锌品位分别为3.60%和9.19%,矿石氧化程度非常高,铅、锌氧化率高达90%左右,且主要铅、锌矿物嵌布粒度微细,属难选铅锌矿石。为确定该矿石的合理选矿工艺,对矿石进行了选矿试验。结果表明,在磨矿细度为-325目占96.74%情况下,以硫化钠为铅矿物硫化剂、戊基黄药为浮铅捕收剂,以硫化钠为锌矿物硫化剂、硝酸银为活化剂、水玻璃为矿泥分散剂和脉石矿物抑制剂、十八胺为浮锌捕收剂,采用1粗1扫3精选铅、1粗2扫3精选锌、中矿闭路返回流程处理该矿石,可获得铅品位为48.61%、回收率为86.15%的铅精矿,锌品位为40.14%、回收率为65.04%的锌精矿。 相似文献
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内蒙古某铅锌矿随着开采深度的加深,黄铁矿含量升高,含硫接近30%。为此,在对新采出原矿进行工艺矿物学研究的基础上开展了选矿试验,为该选厂合理选矿工艺流程确定提供依据。结果显示:矿石主要有价元素为铅、锌、硫,铅品位为7.56%,锌品位为23.35%,铅、锌均主要以硫化矿形式存在,方铅矿、闪锌矿、黄铁矿嵌布粒度均为粗粒嵌布。在磨矿细度为-0.074 mm占70%条件下,以ZnSO4为抑制剂、乙基黄药为捕收剂、730A为起泡剂经1粗2扫流程等可浮铅锌硫,等可浮尾矿以CuSO4为活化剂、丁基黄药为捕收剂、730A为起泡剂经1粗1精1扫选锌,获得锌精矿1,等可浮精矿在再磨细度为-0.043 mm占80%条件下以石灰为抑制剂、乙硫氮为捕收剂经1粗3精1扫选铅,获得铅精矿,选铅尾矿CuSO4为活化剂、丁基黄药为捕收剂、730A为起泡剂经1粗1精1扫锌硫分离浮选,获得锌精矿2和硫精矿,锌精矿1和锌精矿2合并为锌精矿,最终获得了铅品位为59.26%、回收率为88.73%的铅精矿,锌品位为52.21%、回收率为94.95%的锌精矿,硫品位为48.71%、回收率为48.93%的硫精矿。试验结果可以为该深部矿体高硫铅锌矿石开发利用提供依据。 相似文献
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针对广西某难选铅锑锌多金属矿矿物种类繁多、矿物紧密共生、主要金属嵌布粒度细、铅锑锌部分氧化、含有碳质等特点,研究采用两段磨矿-优先浮选原则流程。即粗磨条件下铅锑浮选以硫酸作活化剂、硫酸锌+亚硫酸钠作抑制剂、丁基铵黑药+苯胺黑药+DW组合作捕收剂,获得铅锑粗精矿再磨再精选;锌浮选以石灰+y-As组合作抑制剂、硫酸铜作活化剂、丁基黄药作捕收剂,闭路试验结果获得铅锑精矿品位:铅21.84%、锑20.15%、锌4.05%、银1 660.27 g/t;回收率:铅82.12%、锑81.70%、银74.31%;锌精矿锌品位48.28%、铟品位400 g/t,锌回收率88.56%。 相似文献