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辽宁某氰化尾渣金品位2.01 g/t,银品位36.23 g/t,铜、铅、锌品位分别为0.33%、1.91%、3.01%。针对该氰化尾渣进行铜铅锌混合浮选试验及优先选铅—尾矿选锌浮选试验。铜铅锌混合浮选试验可获得金品位13.72 g/t、银品位281.70 g/t、铜品位3.63%、铅品位16.01%、锌品位36.92%,金、银、铜、铅、锌回收率分别为50.09%、57.22%、80.69%、61.33%、90.88%的混合精矿;优先选铅—尾矿选锌浮选试验可获得铅品位48.95%、铅回收率52.29%的铅精矿,锌品位43.21%、锌回收率89.45%的锌精矿,铅精矿中金、银、铜品位分别为54.02 g/t、891.42 g/t、5.92%,锌精矿中金、银、铜品位分别为2.43 g/t、134.79 g/t、2.19%,总金、总银、总铜回收率分别为62.39%、73.43%、77.76%。选别指标良好,为该类氰化尾渣资源的综合回收利用提供了参考依据。 相似文献
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针对云南澜沧县某铅锌硫化矿石特点,进行了抑锌浮铅优先浮选工艺研究。结果表明:在磨矿细度-0. 074 mm占80%及最佳药剂制度条件下,采用一次快速浮选及先浮铅再浮锌工艺流程,可获得Pb品位66. 49%、Zn品位1. 56%、铅回收率89. 04%的铅精矿,以及Zn品位46. 45%、Pb品位3. 45%、锌回收率92. 20%的锌精矿,铅、锌得到较好回收。 相似文献
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针对青海某铜铅锌多金属矿,进行了不同类型捕收剂对铜铅锌浮选分离影响的试验,重点考察了新型捕收剂4037B、P5100C、QBSC的选别效果。结果表明:P5100C和QBSC更有利于铜、铅分离,在最佳条件下,采用铜快速浮选—铜铅混选—铜铅再磨分离—锌浮选流程,获得铜品位35.56%、铜回收率75.23%的铜精矿;铅品位45.02%、铅回收率71.92%的铅精矿;锌品位41.49%、锌回收率72.58%的锌精矿;含铜20.14%、含铅8.90%、含锌28.38%,铜回收率11.93%、铅回收率6.77%、锌回收率11.81%的混合精矿。全流程铜总回收率97.94%,铅总回收率96.62%,锌总回收率92.64%。 相似文献
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本文对某铜铅锌硫化矿的矿石性质进行了研究,针对矿石性质的特点及选矿厂存在的问题,提出了铜-铅-锌优先浮选铅粗精矿再磨工艺,通过矿浆pH的调节,高效捕收剂及组合抑制剂的使用、粗精矿的再磨等措施,在原矿Cu、Pb、Zn品位分别为0.27%、2.07%、3.82%的基础上得到了Cu品位22.34%、回收率67.85%的铜精矿,Pb品位72.34%、回收率73.04%的铅精矿和Zn品位50.55%、回收率88.46%的锌精矿,铜铅锌矿物得到较好分离。 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