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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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对青海某硫氧混合铅锌矿进行了工艺流程及药剂制度试验研究。根据矿石特点,采用先浮铅后浮锌的优先浮选工艺进行试验,选锌工艺采用同时捕收硫化锌矿物和氧化锌矿物的新型捕收剂TY,最终获得了铅精矿铅品位66.39%、回收率97.13%、锌含量0.54%,锌精矿锌品位53.11%、回收率89.23%、铅含量0.65%的浮选指标。该研究为混合铅锌矿的浮选分离提供了一定的借鉴参考意义。 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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西南某高铁银铅锌氧化矿浮选试验研究 总被引:1,自引:0,他引:1
西南某高铁银铅锌氧化矿主要矿物为白铅矿、铅铁矾、菱锌矿、异极矿、褐铁矿,银以类质同象形式赋存于铅矿物中。试验采用新型AF药剂对铅和银同时浮选,取得铅品位42%、含银1 460 g/t、铅回收率70%、银回收率达77%的银铅精矿。在浮选氧化锌时采用一项新的氧化锌浮选技术,不脱泥直接加新型LW51捕收剂,得到锌精矿品位20.15%、锌回收率63.92%。此选别工艺可有效处理该地区高铁银铅锌氧化矿石。 相似文献
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内蒙古某低品位微细粒嵌布的难选铅锌硫化矿石铅品位为1.47%、锌品位为1.93%,为了确定该矿石的开发利用工艺,在进行系统工艺矿物学研究的基础上进行了铅锌浮选试验。结果表明:①矿石中的铅、锌均主要以硫化物相形式存在,主要金属矿物为铁闪锌矿、方铅矿,磁黄铁矿和黄铁矿含量较高;方铅矿与铁闪锌矿间以及与其他矿物间的共生关系密切,方铅矿呈中-微粒嵌布,粒度主要为0.64~0.01 mm,铁闪锌矿呈细-微粒嵌布,粒度主要为0.16~0.01 mm。②矿石在磨矿细度为-0.074 mm占80%情况下采用1粗4精3扫流程选铅,选铅尾矿1粗4扫选锌,锌粗精矿再磨至-0.025 mm占90%情况下经4次精选,最终获得铅品位为52.23%、含锌3.18%、铅回收率为74.81%的铅精矿,锌品位为42.05%、含铅1.98%、锌回收率为85.83%的锌精矿,较好地实现了铅锌的分离与回收。 相似文献
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云南某铜铅锌多金属硫化矿铜品位0.45%、铅品位3.18%、锌品位4.21%,含银30.10 g/t,有用矿物以黄铜矿、闪锌矿、方铅矿等为主。黄铜矿与闪锌矿相互交代连生或混染包裹,铜、锌矿物粒度粗细不均。85.11%的铜以原生硫化铜的形式存在,铅、锌也均主要赋存于硫化矿中。浮选试验结果表明,在磨矿细度-0.074 mm 80%的条件下,以CaO+Na2S+Na2SO3+ZnSO4作调整剂、异丙基黄药作捕收剂、730A作起泡剂,1粗3精2扫铜铅混合闭路浮选可获得产率650%,铜品位5,20%、铅品位43.64%,铜回收率75.11% 、铅回收率93.00%的铜铅混合精矿;铜铅混合尾矿以CuSO4作活化剂、丁基黄药作捕收剂经1粗2精2扫闭路流程选锌可获得产率7.60%、品位46.94%、回收率85.76%的锌精矿;铜铅混合精矿经1粗1精分离浮选可获得品位42.23%、回收率8638%的铅精矿和品位27.65%、回收率61.88%的铜精矿;铜、铅、锌精矿指标均达到相应的产品质量标准,并综合回收了银。试验结果可为该矿石的开发利用提供技术参考。 相似文献
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某高泥氧化铜矿石铜品位为4.26%,主要铜矿物为孔雀石,其次是辉铜矿、硅孔雀石和斜硅铜矿,脉石矿物主要为泥质粉砂岩、石英粉砂、绢云母、绿泥石等。针对氧化铜矿石浮选中矿泥会恶化浮选过程,大量消耗浮选药剂,影响浮选指标的问题,对磨矿细度为-0.074 mm占64.04%的矿石(-0.010 mm占14.05%)优先选出硫化铜矿物后的产品进行了直接硫化浮选和旋流器机械脱泥后的浮选试验。结果表明,用旋流器脱出的产率为12.64%、铜品位为4.82%的细泥采用浸出工艺处理,铜浸出率达95.26%;产率为87.36%、铜品位为3.32%的沉砂采用硫化浮选流程处理,可获得铜品位为24.75%、铜回收率为67.47%的铜精矿,铜综合回收率为84.01%;而直接硫化浮选仅获得铜品位为19.79%、铜回收率为75.09%的铜精矿,尾矿铜品位高达1.02%。与高泥氧化铜矿石的直接浮选相比,脱泥浮选工艺更加平稳、可控,铜回收指标更理想,浮选药剂用量更低,是一种较有发展前景的工艺形式。 相似文献
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翟旭东 《有色金属(选矿部分)》2023,(3):110-115
云南某铅锌矿尾矿中含6.89%的锌,其中硫化锌占17.28%,氧化锌占82.72%,硫化锌为闪锌矿,氧化锌大部分为菱锌矿,少量为异极矿。为了回收该尾矿中的锌,进行了大量的试验研究,结果表明该尾矿适宜采用“先硫后氧(氧化锌浮选前预先重浮联合脱泥)”流程回收锌,最终闭路试验可获得锌品位30.87%的硫化锌精矿、锌品位25.96%的氧化锌精矿和锌品位13.94%的浮选矿泥,三者合计锌品位为23.43%,锌总回收率为81.68%。重浮联合脱泥实现了矿泥的高效稳定脱除,为氧化锌浮选回收创造了良好的矿浆环境,可以获得较高品位的硫化锌精矿和氧化锌精矿,同时得到较低品位的浮选矿泥,较大限度地回收了氧化锌矿石中的锌资源,对难选氧化锌资源开发利用具有重要的实际意义。 相似文献
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新疆某氧化铅锌矿,原矿含铅0.14%,含锌2.00%,铅氧化率37.86%,锌氧化率为35.42%,矿石铅锌含量低、氧化率较高,属低品位氧化铅锌矿。采用洗矿脱泥的浮选工艺方案,获得铅品位为43.18%、铅回收率为25.04%的铅精矿,锌品位为42.99%、锌回收率为90.3%的氧化锌精矿,实现铅锌资源的有效回收。 相似文献