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对广东阳春硫铁矿多金属难选混合矿石进行了浮选试验研究, 提出了与常规硫化矿优先浮选(抑硫浮铅锌)流程不同的流程方案, 即优先浮硫, 再浮铅、浮锌, 并通过药剂的选择及用量试验研究, 获得了硫、铅、锌单独产品, 并使大部分银富集在铅、锌精矿中, 有效地综合回收了铅、锌、银、硫。 相似文献
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别洛乌索夫选矿厂目前正在处理组成复杂、呈细粒嵌布的铜-铅-锌-硫-重品石硫化矿。选矿流程规定:矿石磨细到58~62%—0.074毫米进行带有锌再浮作业的硫化矿混合浮选;混合精矿通过洗涤和浓密,再磨到90~95%—O.074毫米,然后进行铜-钴浮选,铜- 相似文献
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程建国 《有色金属(选矿部分)》2013,(6):17-22
针对广西复杂铅锑银锌多金属硫化矿,在工艺矿物学研究的基础上,进行了“铅锑银优先混浮-锌硫混浮及分离”和“铅锑银硫混浮及分离-锌浮选”工艺流程的对比研究。结果表明,在弱抑制条件下,采用硫酸锌 亚硫酸钠作抑制剂,乙硫氮作捕收剂,“铅锑银硫混浮及分离-锌浮选”工艺流程可实现铅锑银硫与锌的有效分离;铅锑银硫混合精矿经再磨处理,采用少量石灰作抑制剂,可实现铅锑银与硫的有效分离;闭路试验获得了含铅67.80%、含银2606.17 g/t、含锑5.01%的铅精矿,铅、银、锑回收率分别为91.08%、77.46%和62.42%;含锌51.40%、含银295.48 g/t的锌精矿,锌、银回收率分别为87.29%和6.55%;含硫49.95%的硫精矿,硫回收率41.29%。 相似文献
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大厂矿务局东河选厂处理的矿石属锡石-多金属硫化物细脉带型矿石,选别的原则流程为重-浮-重,浮选为全浮-分选。车河选厂为了用石油副产品异丁基黄药取代用粮食生产的丁基黄药,进行了小型试验和工业试验。小型试验的试料取自富系统粗精矿,试料磨细后进行全浮,全浮硫化矿进行铅、锌、硫、砷分离。在全浮作业中,异丁基黄药与丁基黄药的效果相当;在分离作业中,采用异丁基黄药时,锌回收率高、铅回收率低、砷硫分离困 相似文献
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大厂100号特富矿属于锡石-多金属硫化矿。根据矿石性质,将磨矿粒度控制在0.25mm以下,原则流程为磁-浮-重,先用磁选选出磁黄铁矿,消除对硫化矿浮选的影响。浮选部分采用优先浮铅锑-混浮-锌硫分离,用重选摇床从浮选矿中回收锡。本工艺经长坡厂表明,工艺合理,生产指标均达到设计要求,锡精矿品位47.79%,回心率71.77%,铅锑精矿含铅31.78%,回收率86.78%,锌精矿品位为47.79%,回收 相似文献
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《现代矿业》2017,(9)
广西河池某铅锑锌多金属硫化矿主要有价元素铅、锑、锌品位分别为1.18%、1.10%、2.12%,均主要以硫化矿的形式存在,并可伴随回收银、金,综合利用价值较高。为合理开发利用该矿石,采用铅锑混合浮选一锌硫混合浮选一锌硫分离的部分混浮工艺流程进行选矿试验。结果表明,在条件试验确定的最佳药剂制度下,原矿磨矿至-0.074 mm占72.97%,经1粗2精2扫铅锑混合浮选—1粗1精2扫锌硫混合浮选—1粗1精1扫锌硫分离浮选闭路流程选别,可获得铅品位30.91%、锑品位28.45%、含银843.79g/t,铅回收率87.47%、锑回收率86.12%、银回收率83.54%的铅锑精矿和锌品位53.26%,锌回收率87.19%的锌精矿及硫品位38.52%、硫回收率31.93%、含金12.98 g/t、金回收率74.71%的硫精矿,实现了铅、锑、锌、硫及银、金的高效回收,为该矿石资源的综合利用提供技术参考。 相似文献
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铅锌多金属硫化矿选矿工艺流程研究 总被引:3,自引:0,他引:3
对一铜铅锌硫金金属硫化矿铜铅混合浮选后,用重铬酸钾与水玻璃的混合液作为铅矿物的抑制剂进行铜铅分离,对锌硫采用部分混合浮选再分离流程获得较好的选别指标。 相似文献
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列宁诺戈尔斯克选矿厂采用混合浮选,随后进行剩余浮选药剂的解吸,铜-铅-锌-硫混合精矿的再磨和分离作业的流程选别硫化矿。铜-铅混合浮选时,为了抑制闪锌矿和黄铁矿,过去只利用氰化物和硫酸锌两种抑制剂配合使用。 相似文献
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某含金低品位铅锌硫化矿选矿工艺研究 总被引:1,自引:1,他引:0
针对某含金多金属硫化矿铅锌品位低、金属矿物间共生关系复杂、可浮性相近的特征, 采用铅优先浮选、锌硫混浮、锌硫分离的工艺流程, 在回收金的同时, 使矿石中的铅、锌、硫也得到较好回收, 实现了资源综合利用, 获得了含Pb 47.11%、铅回收率82.25%的铅精矿和含Zn 46.94%、锌回收率67.22%的锌精矿, 金回收率为86.93%。 相似文献
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甘肃某尾矿含铅、锌、硫,铅、锌氧化率高,生产流程采用混合—优先浮选流程回收硫化铅、锌、硫,但只能生产出低品位锌精矿外销。针对生产流程中存在的问题进行了工艺改造,采用重—浮联合混选,混选精矿磨矿脱泥后精选,混合精矿分离铅、锌、硫的工艺,用硫化—黄药法回收氧化铅锌、硫化铅锌。获得了铅品位40%、回收率43%的铅精矿;锌品位45%、回收率62.5%的锌精矿;硫品位35.3%、回收率60%的硫精矿。 相似文献
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《现代矿业》2017,(9)
为节省水资源,降低浮选废水排放量,合理利用浮选回水中的有效药剂成分,以夏塞某多金属硫化矿为例进行浮选回水试验。根据矿石性质,采用铜铅混浮—铜铅分离—锌硫混浮—锌硫分离工艺流程进行清水试验和回水试验。清水试验铜铅浮选废水不经处理直接回用,锌硫浮选废水经硫酸调整p H至7.0左右后再回用,且回水不混用。结果表明,回水闭路试验可获得品位18.54%、回收率66.46%的铜精矿,品位49.53%、回收率91.91%的铅精矿,品位40.32%、回收率82.77%的锌精矿,相比清水试验,铜铅锌回收率显著提高,且铜精矿、铅精矿中银品位分别为31 000,1 940 g/t,回收率分别74.74%、19.41%。该浮选工艺流程实现了资源的综合利用,提高了资源利用率,流程易于控制,生产便于管理,浮选废水的回用可节约新鲜用水量,可供实际应用参考。 相似文献
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某伴生金硫化铅锌矿浮选试验研究 总被引:4,自引:1,他引:3
云南伴生金硫化铅锌矿,其有用矿物嵌布关系复杂,不同种类矿石之间相互侵蚀包含,造成了浮选过程中有价金属富集困难,试验针对其特殊的矿物组成和矿石结构特征,开发出金铅硫混合浮选—金铅与硫砷分离—浮锌的工艺流程,采用金的高效活化剂SA及组合捕收剂DA-1、丁基黄药和乙基黄药进行金铅硫混合浮选,然后采用CaO在高碱度下进行金砷分离。在其原矿含金4.2 g/t、铅1.09%、锌0.42%的条件下,得到含金157.29 g/t、铅55.84%的混合含金铅精矿和含金33.58 g/t的硫砷精矿、含锌44.01%锌精矿,其中金、铅和锌的回收率分别为90.03%、86.58%和80.65%的良好选矿指标。本研究为同类型复杂含金硫化矿浮选提供了有用借鉴。 相似文献