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对云南某难选氧化铅锌矿进行可选性试验研究,根据矿石性质,试验采用硫化铅、锌依次优先浮选-脱泥-氧化铅摇床重选的工艺流程,闭路试验铅精矿品位54.47%、铅回收率74.20%,锌精矿品位50.80%、锌回收率43.02%。相对传统工艺,大幅提高了铅回收率。试验结果表明,试验流程对于该类型氧化铅锌矿具有较好的可行性与经济性。 相似文献
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含铅钼矿综合回收新工艺研究 总被引:2,自引:0,他引:2
陕西洛南县含铅钼矿床矿石工业类型主要为细粒级碳酸岩脉型钼(铅)矿石,其钼平均品位0.06%~0.078%之间,铅品位0.14%~0.25%。本研究采用选冶联合新工艺,使该资源中的有价金属钼、铼和铅金属获得了高效综合回收与利用。新工艺采用柴油作钼的捕收剂、再磨时加活性炭脱药、磷诺克斯抑制铅、钼精矿湿法除铅等技术,获得了53%的高品位钼精矿。彻底解决了矿山钼精矿品位低、含铅量高、冶炼高铅钼精矿污染环境等生产难题。对钼中矿采用石灰作矿浆pH调整剂、糊精作黄铁矿抑制剂、硫化钠作方铅矿活化剂,乙基黄药与戊基黄药组合药剂作捕收剂、2#油作起泡剂、水玻璃作脉石矿物抑制剂,经3段浮选分离使钼矿中的铅得到高效分离回收,获得了铅品位为60%的铅精矿。 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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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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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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坝脚采选工区,从1958年建立以来,都处理着以方铅矿为主的原生矿床上部之氧化砂铅矿。随着开采时间的延长和规模的扩大,该地表氧化砂铅矿已逐渐减少而往深部发展,因此原生矿物相应增多。由于浮选流程改造未能实现,1972年下半年开始,对这类混合铅矿石,在原重选流程基础上经稍加措施后,当原矿含铅13.00%左右时,获得铅品位62.08%,回收率84.86%,和铅精矿含银795.5克/吨,回收率83.66%的铅银混合精矿。为国家 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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针对西藏某铜铅锌多金属硫化矿石,采用适合该矿石性质的磁选-铜铅混选-尾矿选锌的原则工艺流程,应用复合黄药和DZ-1作铜铅混选捕收剂、组合抑制剂CF作方铅矿抑制剂、Z-200作铜铅分离捕收剂,可获得单独的铜、铅、锌精矿,金属回收率较高,同时,矿石中的硫及伴生银也得到了有效回收。 相似文献
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苏联某氧化铅矿床的矿石组成主要是褐铁矿,其含量近80%,此外尚有少量粘土、白云石及重晶石。在Ⅰ号矿样中,铅的分佈是:15%含于方铅矿中,43%呈硫化矿状态,42%呈嵌结状态。在Ⅱ号矿样中,铅全部均以嵌结状态存在(铅与褐铁矿緻密结合)。对该矿床作可选性研究的结果查明:一、试验矿石的脈石——褐铁矿——急剧地并迅速地降低了硫化钠在矿液中的活性。二、在浮选氧化铅时,需要分批加入硫化剂,即 相似文献