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四川某高铁氧化铅锌矿选矿工艺研究 总被引:2,自引:1,他引:1
针对四川某高铁氧化铅锌矿进行了优先浮选、脱泥浮选、摇床重选和强磁选等选矿工艺的条件试验和全浮选工艺流程研究,通过试验得到了铅品位72.59%、铅回收率60.19%的硫化铅精矿;锌品位51.83%、锌回收率12.23%的硫化锌精矿;铅品位59.90%、铅回收率28.78%的氧化铅精矿;锌品位29.09%、锌回收率41.86%的氧化锌精矿。氧化铅浮选采用脱泥浮选可以较大幅度地降低硫化钠的用量,氧化锌矿物的选别采用摇床重选-强磁选联合流程,可以有效消除弱磁性铁矿物对氧化锌精矿品位的影响。各种铅锌矿物得到了有效回收。 相似文献
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内蒙某氧化锌矿石率高,风化严重,异极矿和褐铁矿共生关系紧密且复杂,是一个难选的氧化锌矿。试验采用了硫化胺法和磁-浮联合流程浮选氧化锌,可获得锌品位分别为36.86%和36.51%、回收率为54.51%和48.96%的锌精矿。 相似文献
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针对云南某难选氧化铅锌矿石性质复杂,铅氧化率高,锌回收价值低等特点,进行了铅矿物硫化-黄药法浮选、脂肪酸直接浮选工艺对比。结果表明:相较硫化-黄药法浮选铅精矿铅品位55. 62%、铅回收率75. 45%,脂肪酸直接浮选工艺整体选矿指标更佳,铅精矿铅品位50. 38%、铅回收率78. 08%;且脂肪酸直接浮选工艺具有添加药剂种类少、用量小、选矿成本低等优势,选矿药剂成本比硫化-黄药法浮选低36. 64元/t。脂肪酸直接浮选工艺更适宜于处理该难选氧化铅锌矿石。 相似文献
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选择性絮凝浮选法处理某低品位硫氧混合铅锌矿选矿试验研究 总被引:2,自引:0,他引:2
云南某特大型硫氧混合铅锌矿原矿因深度泥化,预先脱泥造成大量金属流失、直接硫化-胺法浮选很难富集,针对以上特性,在工艺矿物学分析的基础上在浮选过程中加入分散剂腐殖酸钠+LA处理硫化锌浮选尾矿矿浆,再加入高效的选择性絮凝剂KN絮凝细泥,絮凝沉降后的精矿再加入硫化钠及胺类捕收剂进行硫化-胺法浮选,使用该方法处理原矿含铅2.21%、含锌7.71%的硫氧混合铅锌矿可获得较优的选矿指标,其中氧化锌精矿品位达35.26%,硫化锌和氧化锌总回收率达81.26%,该指标优于国内同类型氧化铅锌矿山,为矿山下一步技术改造提供了夯实的科学依据。 相似文献
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某氧化铅锌矿矿石铅氧化率75%,锌氧化率60%.通过对矿物组成的分析及矿石性质的研究,采用了优先混合浮选工艺浮选铅,再依次浮选硫化锌、氧化锌的工艺方案,获得了铅精矿品位55.32%、回收率81.40%、硫化锌品位52.86%、氧化锌品位22.85%、锌综合回收率82.54%的指标. 相似文献
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云南某低品位铜铅锌硫化矿石含铜0.20%、铅0.67%、锌2.32%,并伴生少量金银,矿石中铜主要以黄铜矿形式存在,铅主要以方铅矿形式存在,锌主要以闪锌矿形式存在。为了合理开发该资源,对其进行了选矿工艺研究。浮选试验结果表明,在-0.074 mm占80%的磨矿细度条件下,采用混合浮选铜铅-铜铅分离-选锌小型闭路试验流程浮选该矿石,获得了精矿品位为31.59%、回收率为72.23%的铜精矿;精矿品位为60.87%、回收率为85.94%的铅精矿;精矿品位为51.17%、回收率为85.07%的锌精矿;实现了铜铅锌的有效分离。 相似文献
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难选氧化铅锌矿选矿工艺研究 总被引:2,自引:0,他引:2
某深度氧化铅锌矿,矿物嵌布粒度细、泥化严重较为难选,特别是锌的回收非常困难,根据矿石的矿物学特征,在不脱泥的条件下,对传统的硫化-黄药法和硫化-胺法进行了优化,在铅氧化率86.71%、锌氧化率为89.19%条件下,获得了铅品位55.27%、回收率91.34%的铅精矿和锌品位41.59%、回收率为69.71%的锌精矿,成功的实现了该矿的高效分选。 相似文献
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云南某异极矿氧化锌矿石属于氧化程度较高的难选氧化锌矿石,锌质量分数8.31%。针对该矿石性质,进行了硫化-组合用药浮选工艺流程条件试验。结果表明:在磨矿细度-0.074 mm占80%及其他最佳参数条件下,浮选闭路试验可获得锌质量分数30.11%、锌回收率75.27%的锌精矿,硫化-组合用药浮选工艺流程合理、稳定性好。 相似文献
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对江西地区某银铅锌多金属矿进行选矿试验研究,原矿组成复杂且矿物间嵌布关系复杂,原矿中的有价元素主要以硫化矿形式存在,入选矿石品位为Ag 158.9 g/t、Pb 2.01%、Zn 2.95%.为了更好地实现银铅锌元素综合回收,选用“硫化银铅浮选-锌硫混合浮选再分离锌-锌硫混浮尾矿再选硫”流程工艺进行浮选,最终获得Pb品... 相似文献
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Pb–Zn–Cu complex ore from Bal?kesir–?vrindi district have been concentrated by GESOM A.?. using a selective mechanical flotation technique. Ore feeds containing 3.23% Pb, 0.52% Cu, and 2.71% Zn were concentrated by six stages of cleaning and four stages of scavenging. The final zinc concentrate which contains 2.13% Pb, 1.14% Cu, and 52.77% Zn were produced with 61.38% Zn recovery. In this study, the effects of air rate, bubble diameter, gas holdup, and superficial air rate on the column flotation performance were investigated. In order to obtain best results, operation parameters were optimized. Besides, the number of cleaning and scavenging stages of zinc circuit was reduced by using column flotation instead of mechanical flotation. Hence, higher grade zinc concentrates with higher recovery were obtained. Using three stages of cleaning and three stages of scavenging, the zinc concentrate having 58.81% Zn was produced with a recovery of 74.21% indicating an improvement in final zinc concentrate. This achievement of column flotation method was recommended as an alternative method for the zinc circuit to the plant mentioned above, since it will reduce the operating costs. 相似文献
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难选铅锌矿无氰选矿新技术研究 总被引:3,自引:0,他引:3
针对复杂难选铅锌硫银多金属矿选矿生产中长期使用氰化钠分离铅锌硫的现状,研究寻求替代氰化钠使用的多组份抑制剂、捕收剂药剂制度,及合理可行的工艺流程方案。研究结果获得的组合抑制剂和组合捕收剂,以及铅优先浮选中矿再磨再选方案1,和铅优先浮选中矿顺序返回方案2选矿工艺技术,可以完全取消氰化钠选别分离铅锌硫矿物。与采用氰化钠工艺的生产指标比较,小型试验指标铅精矿回收率提高5%~10%、铅精矿中金、银回收率分别提高7%和11%;工业试验指标,在铅+锌原矿品位降低5%条件下,铅锌金银回收率也获得了提高。实现了对该矿山三种类型复杂难选铅锌硫矿石选矿取消使用氰化钠、采用低碱无毒药剂浮选分离铅锌硫的目标。 相似文献
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针对安徽某金铅锌复杂多金属硫化矿选矿指标较低、药剂制度复杂且用量大等问题,分析了原矿的矿物组成及矿石性质,并开展了大量探索性试验,最后提出采用磁选脱除磁黄铁矿-金铅混合浮选-金铅分离浮选-尾矿活化选锌的原则流程处理该矿石。结果显示:闭路试验可获得金含量为43.68×10-6,回收率为46.12%的金精矿;铅精矿中金含量为162.00×10-6,回收率为35.39%,铅含量为38.53%,回收率为72.24%,金的累积回收率达81.51%;锌精矿中锌含量为42.79%,回收率为67.51%。与原有选矿工艺相比,新工艺不仅提高了选矿指标还大幅减少了药剂用量。 相似文献
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西藏某难选铅锌银硫多金属矿选矿工艺研究 总被引:2,自引:0,他引:2
西藏某难选铅锌银硫多金属硫化矿中铅、锌、硫矿物相互关系密切,特别是锌矿物内部普遍包含磁黄铁矿的离溶物以及细粒黄铜矿难以解离,并且部分磁黄铁矿可浮性较好,致使锌硫分离困难.针对该难选多金属矿的矿石性质,采用合理的一段磨矿铅、锌、硫依次优先浮选,浮选锌精矿磁选脱硫的工艺流程,对原矿中铅、锌、银、硫进行回收,通过详细的条件试... 相似文献
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针对某难选氧硫混合型铜矿的特点,利用铜矿物之间可浮性的差异,采用“先硫后氧,先浮选易选氧化铜矿,再浮选难选氧化铜矿”的异步浮选的流程,对含铜3.99%的原矿,在条件优化试验的基础上,开展闭路试验,可以获得浮选硫化铜精矿含铜50.66%,铜回收率25.17%,氧化铜精矿含铜19.68%,回收率54.05%,浮选综合铜精矿回收率达到79.23%。 相似文献