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老挝某氧化铅锌矿中含Pb 2.87%、Zn 13.80%、Ag 143.90 g/t,矿石性质及结构较复杂,选别难度较大。为充分回收该矿石资源,对其进行了详细的浮选试验研究。通过对选别条件逐级优化,确定磨矿细度为-0.074mm占90.46%。选铅部分以Na2CO3为调整剂,水玻璃作为抑制剂,Na2S作为活化剂,丁基黄药和异戊基黄药为组合捕收剂,2#油为起泡剂;选锌部分以六偏磷酸钠为分散剂,Na2S为活化剂,KZF为捕收剂。通过选铅“二粗三精三扫”,选铅尾矿再选锌通过“一粗二精二扫”中矿循环返回的大开路小闭路流程,获得铅品位45.28%、回收率77.78%的铅精矿,锌品位34.13%、回收率89.38%的锌精矿。铅精矿中银品位为1016.38 g/t、回收率为34.82%;锌精矿中银品位为193.43 g/t、回收率为48.58%,较好地实现了对该矿石资源的综合回收利用。 相似文献
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江山铅锌金矿选矿试验研究 总被引：1，自引：0，他引：1
针对江山铅锌金矿品位低,矿物组成复杂的特点,采用"铅-锌-硫优先浮选,硫(金)精矿氧化焙烧预处理-焙砂氰化浸金"的工艺,金在铅(金)精矿、锌精矿、硫(金)精矿中的总回收率为81.25%。可使硫(金)精矿中96.89%的硫以二氧化硫的形式得到回收,对原矿的回收率为73.25%;金的作业浸出率达84.76%,对原矿的回收率为31.91%;浸渣中的铁品位达57.99%,对原矿的回收率为26.71%。通过试验研究与分析,确定适宜的选矿工艺及药剂制度,为今后合理开发该区矿石提供技术依据。 相似文献
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根据对铜矿的工艺矿物学分析,制定了先混合浮选后铜硫分离的工艺流程。通过单因素试验确定了混合浮选粗选丁基黄药与丁铵黑药最佳用量为180 g/t+90 g/t,二段磨矿最佳磨矿细度为-0.045 mm含量为80%,铜硫分离粗选捕收剂Z-200最佳用量为30 g/t。采用响应曲面法对铜硫分离抑制剂用量进行优化,结果表明抑制剂的最佳用量分别为Na2S 119.43 g/t、CaO 1874 g/t、KG 498.26 g/t,在该条件下软件模拟得到Cu品位和回收率分别为8.47%、95.67%,与实际优化浮选试验结果相近。采用上诉最佳药剂制度进行闭路试验,最终获得Cu品位23.64%、Cu回收率92.54%的铜精矿和S品位43.45%、S回收率82.86%的硫精矿。 相似文献
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《矿物学报》2016,(3)
采用化学多元素分析、XRD和SEM-EDS等技术对尾矿的矿物组成和微观结构进行表征,研究表明:该尾矿中主要的有价元素为铅、银,含量分别为0.67%、16.51 g/t,银主要呈细粒状或者类质同相赋存于方铅矿中,载银方铅矿为主要回收对象。在此基础上,对尾矿中载银方铅矿的回收进行了选矿工艺流程和药剂制度的研究;讨论了磨矿细度,捕收剂种类、用量,精选矿浆p H值等因素对浮选工艺的影响,确定了磨矿细度为-0.074 mm占80%,丁基黄药作为捕收剂,用量为80 g/t,石灰作为精选调整剂,矿浆p H=11.0的药剂制度。通过"一次粗选、二次扫选、三次精选"的浮选工艺流程,获得了铅、银品位分别为6.41%、147.09 g/t,回收率分别为63.38%、58.59%的精矿,实现了铅锌尾矿中铅、银的有效回收利用。 相似文献
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通过对金矿石化学及矿物组成、自然金形态、嵌布粒度、嵌布方式等深入研究,查明了该矿石性质。利用浮选法和氰化法进行可选性试验研究,浮选试验精矿品位为46.86 g/t,回收率达85.14%,氰化试验最高浸出率96.38%。综合分析认为,采用浮选法选矿较合理。 相似文献
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《矿物学报》2013,(4)
云南某铁矿含铜0.33%,镍0.14%,金0.11g/t,银0.13 g/t,铁14.60%,硅32.80%,氧化镁23.50%。利用了X射线衍射分析、扫描电镜等现代分析手段,进行了工艺矿物学研究,研究发现原矿中主要金属矿物为黄铜矿、磁铁矿、镍黄铁矿、赤铁矿,脉石矿物主要为蛇纹石、滑石、绿泥石。为了有效的回收矿石中的有价金属,进行了大量的试验研究。最终本文确定在磨矿细度60%-200目的条件下,以水玻璃+六偏磷酸钠+CMC做组合抑制剂,乙硫氮做捕收剂,采用一粗三精三扫的浮选流程,回收原矿中的铜、镍。所得混合精矿铜品位14.34%,回收率86.93%,镍品位4.30%,回收率64.17%。 相似文献
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《矿物岩石》2018,(4)
青海多隆拉哇金矿石中金的质量分数为3.2×10~(-9),为研究该类矿石中金矿物综合回收的可能性,在对金矿石进行了化学全分析、矿物相分析和粒度组成分析的基础上开展了不同细度和不同条件下的选矿实验。研究发现,矿石中金主要以黄铁矿包裹金存在,可达87.58%;在磨细度为-0.074mm占75.8%时,以戊基黄药+丁铵黑药(80g/t+20g/t)组合用药为捕收剂,硫化钠(200g/t)为调整剂,经过两次精选,金精矿金品位为72.14g/t,回收率为59.51%,两次扫选后,尾矿中金品位为0.28g/t,尾矿损失率7.55%;经浮选闭路试验后可获得金精矿产率为4.89%,金品位为57.91g/t、金回收率为88.26%的金精矿。 相似文献
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细粒嵌布型铜锌硫化矿采用粗磨后混合浮选工艺,具有回收率高和成本低的优势,但对所产出的混合精矿,亟需解决铜、锌、硫之间的高效彻底分离。云南玉溪地区铜锌硫混合粗精矿,其细度为-74μm 75%,含Cu 2.45%、Zn 4.93%、S 31.21%,笔者采用粗精矿再磨-铜、锌、硫选择性浮选分离工艺,研究了再磨细度、药剂种类、用量等因素对各矿物分离效果的影响。当粗精矿再磨细度为-38μm90%时,闭路试验获得品位和回收率均较高的铜、锌和硫精矿产品,铜精矿含Cu 21.00%,Cu回收率84.27%,锌精矿含Zn 48.37%,Zn回收率85.94%,硫精矿含S37.90%,S回收率82.85%,混合精矿中的铜矿物、锌矿物、硫矿物均实现了较彻底的分离。本研究为铜多金属混合精矿的有效分离提供了一种可资借鉴的方法。 相似文献
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微细粒低品位锰矿由于颗粒间的非选择性聚集、浮选药剂用量大、浮选效率低等技术难题而致使其利用困难,造成大量浪费。在品位低于13%的锰矿浮选技术研究中,捕收剂最受关注,前人已研究了多种类型的捕收剂,所得精矿品位在16.9%~18.3%之间,回收率为56%~97%,回收率比较理想,但精矿品位总体不高。本文将新型捕收剂RA-92应用于湖南凤凰-花垣地区低品位碳酸锰矿(锰品位为10.7%)的选矿工艺中,实验研究了磨矿细度、pH值、抑制剂和捕收剂用量对浮选效果的影响,在最佳工艺条件下,精矿品位由原矿的10.7%提升至17.4%,回收率达到80.2%。研究表明RA-92对碳酸锰矿具有良好的捕收性能,浮选工艺相对简单且捕收剂用量少,浮选成本较低,可为此种捕获剂在微细粒低品位碳酸盐锰矿选矿中的应用得到推广。 相似文献
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对贵州省织金地区低磷层磷块岩型稀土矿石进行XRF、ICP、SEM/EDS、FIB-SEM分析。矿石中P2O5含量为9.97%、稀土总量为899.52μg/g,稀土以钇和镧、铈、钕为主。稀土元素赋存状态研究表明,稀土元素以类质同象形式赋存在胶磷矿中。采用浮选机反浮选方法进行选矿工艺研究。实验筛选出NECP6号为捕收剂,对捕收剂种类、用量、磨矿时间、硫酸用量和磷酸用量等浮选工艺条件进行了实验研究,结果表明:当NECP6号捕收剂用量为2.8 kg/t,磨矿时间25 min,硫酸用量为6.5 kg/t,磷酸用量为24 kg/t,浮选5 min情况下浮选效果最好,实验样品经一粗一精选别,精矿品位从原矿品位10.64%提升到20.58%,回收率81.30%,尾矿品位降至3.69%,浮选效果较好。 相似文献