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相似文献
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1.
吕超  李斯  王海博  梁溢强 《金属矿山》2019,48(11):88-93
为开发利用缅甸某氧硫混合铅锌矿石,在对矿石进行工艺矿物学研究的基础上进行了选矿试验研究。结果表明,矿石含铅4.70%、含锌5.51%、银含量为150.66 g/t,主要杂质成分SiO2含量为30.45%,其次为CaO和MgO;铅矿物氧化率约22%,锌矿物氧化率约17%,Pb主要以方铅矿形式存在,其次为白铅矿,Zn主要以闪锌矿形式存在,其次为菱锌矿;试验采用1粗1扫2精优先浮选流程选铅,1粗1扫3精浮选流程选锌,磨矿细度为-0.074 mm占80%情况下获得了Pb品位为61.25%、Ag品位为1 791.53 g/t、Pb回收率为91.24%、Ag回收率为82.94%、含Zn4.43%、Zn回收率5.63%的富银Pb精矿,以及Zn品位为50.86%、含Ag174.25 g/t、Zn回收率为88.68%、Ag回收率为11.07%、含Pb2.39%、Pb回收率4.88%的Zn精矿的良好试验指标。  相似文献   

2.
广西某复杂铜铅锌多金属硫化矿石铜、铅、锌、硫、银含量分别为0.64%、0.46%、1.66%、10.08%、33.99g/t,主要金属矿物为黄铜矿、方铅矿、闪锌矿、黄铁矿,矿石中金属矿物之间共生关系密切、嵌布粒度不均匀。为确定该矿石的高效开发利用工艺,进行了选矿试验。结果表明:在磨矿细度为-74μm占75%情况下,采用1粗2精2扫铜铅混浮—1粗1精1扫铜铅分离—1粗1精2扫浮锌—1粗1精1扫浮硫流程处理矿石,可获得Cu品位为23.76%、铜回收率为83.93%、Ag品位为556.76 g/t、Ag回收率为36.81%的铜精矿,Pb品位为48.23%、Pb回收率为64.81%、Ag品位为1 651.76 g/t、Ag回收率为30.49%的铅精矿,Zn品位为45.81%、Zn锌回收率为88.49%、Ag品位为71.34 g/t、Ag回收率为6.69%的锌精矿,以及S品位为44.75%、S回收率为81.39%、Ag品位为37.71 g/t、Ag回收率为20.34%的硫精矿,实现了铜、铅、锌、银、硫的高效综合回收。  相似文献   

3.
云南某硫化铅锌矿石中的主要铅矿物为方铅矿,主要锌矿物为闪锌矿,矿石中有回收价值的元素为Pb、Zn、Au、Ag,含量分别为6.06%、3.93%、0.70 g/t、218.03 g/t。为高效开发利用该矿石资源,进行了选矿试验研究。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占70%的情况下,采用1粗2精1扫流程选铅、1粗2精1扫流程选锌,可得铅品位为65.30%、含银2 141.26 g/t、含金6.70 g/t、铅回收率为88.10%、银回收率为80.32%、金回收率为77.51%的铅精矿,以及锌品位为46.39%、含银321.46 g/t、含金1.30 g/t、锌回收率为91.27%、银回收率为11.39%、金回收率为14.76%的锌精矿,金、银在铅、锌精矿中的总回收率分别达92.27%和91.71%。  相似文献   

4.
广西某铅锌多金属矿石矿物种类较多,Pb、Sb、Zn、S、Ag品位分别为2.75%、2.33%、12.24%、28.27%、96.08 g/t,属高品位复杂难选锡伴生多金属硫化矿。为给该矿石选矿工艺流程确定提供依据,对其进行了浮选工艺研究。试验确定采用先选铅、选铅尾矿选锌的工艺流程。铅浮选采用组合抑制剂硫酸锌+亚硫酸钠抑制铁闪锌矿、硫酸为活化剂、LW-01为捕收剂,经1粗2精2扫浮选脆硫锑铅矿,选铅尾矿以组合抑制剂石灰+y-As抑制硫铁矿和毒砂、硫酸铜为活化剂、丁基黄药为捕收剂,经1粗2精2扫选锌,闭路试验可获得铅品位26.93%、锑品位23.35%、锌品位5.45%、银品位960 g/t、铅回收率87.91%、锑回收率87.82%、银回收率86.98%的铅锑精矿,锌精矿锌品位48.67%、锌回收率94.22%的指标。  相似文献   

5.
为降低河南某低品位银铅锌多金属矿生产成本、增加经济效益,在详细的工艺矿物学分析基础上,进行了智能预选试验、工艺流程及参数优化试验,试验结果表明:适宜的智能预选粒度范围为15~50mm,抛废率为25.03%,Pb、Zn和Ag的品位分别提高至1.07%、1.15%和202.4g/t,分别提高了25.88%、17.35%和15.08%;采用铅锌依次浮选的工艺流程回收铅锌,银富集至铅、锌精矿中,铅浮选作业工艺流程为 “一粗三精一扫”,锌浮选作业流程为 “一粗两精一扫”, 最终可获得Ag品位和回收率分别为6863.8 g/t和56.21%、Pb品位和回收率分别为52.64%和87.52%的银铅精矿,Ag品位和回收率分别为1496.8 g/t和11.50%、Zn品位和回收率分别为45.28%和65.20%的锌精矿。另外,证明了自主研发的新型捕收剂XYS-1对本矿石具有较好的适用性。本研究为低品位银铅锌多金属矿的开发利用提供了新的思路。  相似文献   

6.
某铅锌硫化矿石矿物组成复杂,主要金属矿物有方铅矿、闪锌矿、黄铁矿等,主要非金属矿物为石英。矿石中主要回收矿物为方铅矿和闪锌矿,银主要富集在铅矿物中。为开发利用该矿石,对其进行了选矿试验研究。结果表明:原矿经1粗3精1扫选铅、选铅尾矿1粗3精2扫选锌闭路试验,可获得含Pb 60.67%、Pb回收率88.03%和含Ag 4 668.00 g/t、Ag回收率81.79%的铅精矿,含Zn 51.87%、Zn回收率89.65%的锌精矿。  相似文献   

7.
四川会东某高泥铅锌矿石主要有价组分铅、锌、银含量分别为1.01%、6.30%、34.89 g/t,铅矿物以方铅矿为主,锌矿物以闪锌矿为主。由于现场浮铅时抑锌效果不理想,即使浮选工艺流程冗长,但铅、锌精矿指标仍不理想。试验引进新型、高效抑制剂XKY-02配合硫酸锌抑锌浮铅,再活化选锌,在磨矿细度为-200目占80%的情况下,采用1粗2精1扫浮选选铅、1粗1精1扫浮选选锌、中矿顺序返回流程处理矿石,获得了铅品位为55.77%、银品位为571.72 g/t、含锌6.70%、铅回收率为71.05%、银回收率为21.17%的铅精矿,以及锌品位为56.06%、银品位为244.87 g/t、含铅1.04%、锌回收率为92.59%、银回收率为72.99%的锌精矿。与现场工艺相比,铅、锌选矿工艺段数明显减少,但精矿指标明显改善。  相似文献   

8.
对云南某地铅锌银多金属硫化矿进行浮选试验研究。原矿入选品位Pb 2.98%、Zn 3.92%、Ag 33.5g/t。采用铅硫混浮-铅硫分离-尾矿浮锌的工艺流程,闭路试验获得了铅精矿产率4.46%、含Pb 52.29%,含Zn 4.34%,铅回收率84.53%;锌精矿产率6.20%、含Zn 54.57%,含Pb 0.78%,锌回收率85.27%;富集在铅精矿中Ag 211g/t、银回收率28.38%的选别指标。  相似文献   

9.
某铅锌矿铅锌品位低、部分方铅矿与闪锌矿嵌布关系复杂,(含)银矿物种类多、可浮性参差不齐,给铅、银的回收带来困难。经过多方案比较,铅浮选采用"阶段磨矿(原矿粗磨、铅粗精矿再磨)―阶段选别"工艺进行选别,试验采用石灰+硫酸锌组合抑制黄铁矿和闪锌矿,乙硫氮和松醇油作铅捕收剂和起泡剂。对含Pb 2.22%、Zn 1.97%和Ag 13.25g/t的原矿,闭路试验可获得铅精矿含Pb 65.17%、Zn 3.63%,铅回收率为96.31%;铅精矿含Ag 305.95g/t,银回收率为75.92%;在强化铅选别的同时,有效实现了银的综合回收。  相似文献   

10.
温凯  陈建华 《金属矿山》2019,48(4):71-75
云南某含金银硫化铅锌矿石铅品位为0.77%,锌品位为2.13%,并且伴生大量金、银等贵金属,金、银的嵌布粒度微细。为给该矿石开发利用提供依据,采用优先浮选硫化铅,选铅尾矿再选锌的优先浮选流程进行试验。结果表明:在磨矿细度为-0.074 mm占81.33%,以碳酸钠为pH调整剂,以硫酸锌+焦亚硫酸钠为抑制剂,以乙硫氮+3418A为捕收剂,经过2粗3精1扫选铅,选铅尾矿以硫酸铜+氯化铵为活化剂,以丁基黄药为捕收剂,经1粗2精1扫流程选锌,获得了铅精矿铅品位50.36%、金品位28.79 g/t、银品位965.47 g/t、铅回收率82.41%、金回收率77.18%、银回收率78.69%,锌精矿锌品位41.21%、锌回收率87.45%的指标,实现了矿石中有用金属的高效回收。  相似文献   

11.
浙江某银铅锌多金属矿石铅、锌、银含量分别为1.10%、3.70%、84.50g/t,铅、锌主要以硫化铅、硫化锌形式存在,具有较高的开发利用价值。为充分回收矿石中的有价元素,采用优先浮选工艺进行了选矿试验。确定的最终工艺流程为1粗3精2扫选铅、1粗2精1扫选锌、1粗1精选硫,最终获得铅品位为46.40%、铅回收率为81.02%、含银3 300.00g/t、银回收率为75.17%的铅精矿,锌品位为48.00%、锌回收率为88.17%的锌精矿,以及硫品位为36.70%、硫回收率为50.98%的硫精矿。较充分地实现了矿石中有用矿物的回收。  相似文献   

12.
山西某含金多金属硫化矿石中的主要金属矿物为银金矿、黄铁矿,其次为闪锌矿、方铅矿,黄铜矿等少量;脉石矿物主要为石英,其次为钾长石、绢云母等。金主要以银金矿独立矿物的形式存在,银主要以含银硫化物形式存在,铅主要以方铅矿形式存在,锌主要以闪锌矿形式存在,黄铁矿作为金、银的主要载体矿物之一,其粒度较粗。现场采用碱性环境下优先混浮金铅,再浮选锌的流程回收金、银、铅、锌,不仅金回收率较低,且铅、锌精矿互含严重。为确定该矿石的高效、合理选矿工艺进行了选矿试验。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占65%的情况下,采用尼尔森选矿机重选选金,重选尾矿偏碱性环境下1粗1精1扫金铅混浮,金铅混合精矿1次浮选分离,混浮尾矿1粗2精1扫浮选选锌,中矿顺序返回流程处理,最终获得金品位为264.53 g/t、含银1 042.50 g/t、金回收率为49.67%、银回收率为5.67%的重选砂金,金品位为42.35 g/t、含银998.36 g/t、含铅21.31%、金回收率为24.78%、银回收率为16.93%、铅回收率为23.61%的浮选金精矿,铅品位为59.61%、含金23.10%、含银3 745.20 g/t、铅回收率为63.08%、金回收率为12.91%、银回收率为60.68%的铅精矿,以及锌品位为46.35%、锌回收率为88.21%的锌精矿,较好地实现了金、铅、锌、银的分离与回收。浮选前增设尼尔森选矿机回收金和更弱的碱性环境、更高效的锌矿物抑制剂TQ11是实现金高效回收、解决铅锌精矿互含问题的关键。  相似文献   

13.
辽宁葫芦岛地区某金、银品位较高的铜铅锌多金属硫化矿石结构构造复杂,铜、铅、锌分离难度较大。为高效开发利用该矿石,按优先混浮铜铅—混浮精矿铜铅分离—混浮尾矿抑硫浮锌的原则流程对该矿石进行了系统的选矿试验。结果表明,采用2粗1扫2精铜铅混浮、1粗2扫3精铜铅分离、1粗2扫2精选锌、中矿顺序返回的闭路流程处理该矿石,最终获得了铜、金、银品位分别为20.88%、2.37 g/t、1 808 g/t,铜、金、银回收率分别为85.72%、46.27%、22.46%的铜精矿,铅、金、银品位分别为63.13%、0.99 g/t、5 973 g/t,铅、金、银回收率分别为80.00%、19.57%、75.16%的铅精矿,锌、金、银品位分别为55.96%、0.35 g/t、37.80 g/t,锌、金、银回收率分别为84.21%、10.47%、0.72%的锌精矿,较好地实现了铜、铅、锌的分离回收。  相似文献   

14.
丁雷雷  张威 《金属矿山》2018,47(11):86-90
甘肃某铅锌矿石中铅、锌、银、碳含量分别为0.90%、3.14%、25.63 g/t、6.30%,属于高碳铅锌矿石,矿石中的主要金属矿物为方铅矿、闪锌矿和黄铁矿,脉石矿物主要是石英,主要含碳矿物为方解石。方铅矿主要呈他形粒状不等粒嵌布,部分粒度细小者星散分布在矿石中,粒度粗大者多与闪锌矿、含银矿物紧密共生;闪锌矿主要呈他形粒状,基本不含银,少量以细粒星散状分布在矿石中,大部分粒度较粗,以团脉状、条带状、细脉状集合体形式存在。含碳矿物的存在会造成铅锌浮选分离困难,为解决该铅锌矿石的浮选分离问题,对此进行了选矿试验。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm 占65%的情况下,采用1粗2扫3精的低碱度工艺流程优先选铅、1粗2扫2精工艺流程选锌,可获得铅品位为51.45%、铅回收率为85.26%、含银1 098.00 g/t、银回收率为64.17%、含锌4.89%的铅精矿,以及锌品位为53.38%、锌回收率为91.14%、含银84.87 g/t、银回收率为17.73%的锌精矿。  相似文献   

15.
云南某含银铜矿石铜品位为0.78%,银品位为70.27 g/t,硫品位为19.83%。为了高效开发利用该矿石资源,在工艺矿物学研究的基础上进行了浮选试验研究。结果表明:①矿石中的铜主要以黄铜矿的形式存在,嵌布粒度粗细变化较大,以中粗粒为主,主要粒度为1~0.01 mm,80%以上分布在0.45~0.019 mm粒级;黝铜矿嵌布粒度微细,85%以上分布在-0.037 mm粒级;银主要赋存在黝铜矿中;硫主要以黄铁矿的形式存在。②矿石在磨矿细度为-0.074 mm占80.3%情况下采用2粗1扫流程混浮铜硫,铜硫混合精矿在磨矿细度为-0.037 mm占73.8%情况下1粗2精1扫流程分离铜硫,可获得铜品位为22.37%、铜回收率为90.28%、含银1 221.51 g/t、银回收率为54.72%的铜精矿,以及硫品位为41.86%、硫回收率为90.12%、含银55.75 g/t、银回收率为33.87%的硫精矿,较好地实现了铜、硫、银的分离与富集。  相似文献   

16.
鞍千磁铁矿石铁品位为29.25%,铁主要以磁铁矿的形式存在,磁铁矿中铁的分布率为79.02%,主要脉石矿物为石英。为高效开发利用该低品位铁矿石,强化磁选分选效率,进行短流程工艺优化试验。采用 了化学多元素分析、铁物相检测和XRD分析等手段对矿石性质进行分析,并在此基础上进行了新型流程设计,针对-1 mm、-2 mm、-3 mm、-4 mm 4种粒级高压辊磨破碎产物进行了一段弱磁预选试验、弱磁预选精矿再磨 再选试验和弱磁预选尾矿强磁再选探索试验。结果表明:①物料破碎粒度越细,弱磁预选精矿品位和回收率越高,由于高压辊磨设备处理细粒级物料效果较差,确定-3 mm为最佳破碎粒度,此时精矿铁品位为38.03%、 铁回收率为88.12%;②预选精矿再磨试验中,增加再磨细度,弱磁精选精矿的铁品位不断上升,铁作业回收率则不断下降,最佳磨矿细度为-0.038 mm占94.30%,此时铁的总回收率为81.99%;③强磁探索试验中,随着 磁场强度的增加,4个粒级的强磁精矿铁品位逐渐下降,铁作业回收率逐渐提高后趋于平稳,尾矿抛尾产率逐渐减少;④选取-3 mm弱磁尾矿,在背景磁感应强度为1.0 T、给矿速度1.3 kg/min、给矿水流量6.5 L/min 、转环转速2.0 r/min、脉动200 次/min的条件下,最终可获得铁品位为16.54%、铁作业回收率为80.93%的强磁精矿,其回收价值不高,故舍弃强磁流程。最终确定了“高压辊碎磨—弱磁预选—细磨—弱磁精选”工艺 流程替代原有的“阶段磨矿、粗细分选、重选—强磁选—阴离子反浮选”复杂长流程。试验完成了对鞍千矿业公司原有流程的优化,对鞍千矿业及鞍山地区磁铁矿选矿工艺指标改善具有参考意义。  相似文献   

17.
李婷  李国栋 《金属矿山》2015,44(9):54-57
西北某铜锌矿石矿物种类繁多、铜锌矿物及其与脉石矿物嵌布关系复杂,单体解离难度大且锌矿物极易上浮,属于典型的难处理铜锌矿。为了合理开发利用该矿石资源,采用优先浮选工艺进行了选矿试验。结果表明:矿石在磨矿细度为-0.074 mm占85%的情况下,采用1粗1扫选铜、铜粗精矿再磨至-0.045 mm占85%后再3次精选、选铜尾矿1粗1扫2精选锌、中矿顺序返回闭路流程处理,可获得铜品位为20.15%、含银576.40 g/t、含锌4.66%、铜回收率为77.32%、银回收率为46.67%的铜精矿,以及锌品位为45.21%、含银153.80 g/t、含铜0.52%、锌回收率为86.15%、银回收率为44.73%的锌精矿。试验取得了理想的铜锌银回收效果。  相似文献   

18.
甘肃某富银难选铅锌矿选矿试验   总被引:1,自引:0,他引:1  
针对甘肃某富银难选铅锌矿品位低、氧化率高、共生关系复杂的特点,采用部分优先浮铅-混合浮选铅锌的工艺方案进行了选矿试验研究。试验结果表明,在适宜的磨矿细度和药剂制度下,采用试验确定的闭路流程处理该矿石,可获得铅品位为58.71%、铅回收率为21.81%、含银7 476.81 g/t、银回收率为14.39%的铅精矿以及铅、锌、银品位分别为25.61%、23.64%、5 593.42 g/t ,铅、锌、银回收率分别为54.39%、65.67%、59.49%的铅锌混合精矿。铅总回收率达76.20%、锌总回收率为67.24%、伴生银总回收率为73.88%。  相似文献   

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