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徐飞飞 《有色金属(选矿部分)》2019,(2):35-40
根据矿石的工艺矿物学研究,对黑龙江某铅锌伴生银多金属硫化矿进行了浮选分离试验研究,试验结果表明,采用铅锌硫依次优先浮选流程,可以实现铅锌的高效分离,并可将大部分伴生银矿物富集到铅精矿中。闭路试验获得铅品位65.83%,回收率为93.12%的铅精矿,锌品位为51.10%,回收率为89.24%的锌精矿,硫品位为46.03%,回收率为33.35%的硫精矿,铅精矿含银品位为1 105.50g/t,银回收率为86.27%。 相似文献
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某复杂难选铜铅锌多金属矿选矿试验研究 总被引:1,自引:0,他引:1
工艺矿物学研究表明,某铜铅锌多金属矿石性质复杂、铜铅锌共生关系密切,嵌布粒度细,有用矿物种类繁多,有害杂质砷含量较高,分选难度极大。采用优先浮选原则流程对某复杂铜铅锌多金属矿进行了试验研究。试验以"弱捕收弱抑制"为原则优先依次浮铜、铅、锌、硫,取得了相对较好的分选指标。闭路试验结果获得的铜精矿品位20.78%、铜回收率76.38%,铅精矿品位66.25%、铅回收率46.46%,锌精矿品位49.61%、锌回收率76.31%,硫精矿硫品位48.56%、硫回收率32.95%,银在铜铅锌精矿中得到富集,银的综合回收率为74.01%。 相似文献
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针对某低品位铜铅锌硫化矿,采用铜铅顺序优先浮选-锌硫混合浮选再分离工艺进行了浮选分离试验研究。选用高效选择性铜捕收剂BK916和铅捕收剂BK906进行了铜铅顺序优先浮选试验研究,并在锌硫分离试验研究中,利用环保型抑制剂BD和石灰的组合作用,有效抑制了锌硫混合精矿中的黄铁矿,获得了铜品位20.68%、铜回收率72.98%的铜精矿,铅品位61.38%、铅回收率73.57%的铅精矿,锌品位46.31%,锌回收率73.17%的锌精矿和硫品位48.54%的硫精矿。 相似文献
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对某黝铜矿型铜铅锌多金属矿进行了选矿试验研究。结合矿石性质及一系列探索试验研究结果,最终采用铜铅混浮-混浮精矿再磨-铜铅分离-混浮尾矿浮锌-锌尾矿浮硫的工艺回收该矿中的铜、铅、锌和硫,闭路试验获得了铜精矿铜品位18.25%、铜回收率73.88%,铅精矿铅品位59.91%、铅回收率82.06%,锌精矿锌品位50.15%、锌回收率91.82%,硫精矿硫品位49.96%、硫回收率74.14%。通过所确定的工艺流程与药剂制度对选矿工艺进行了改造,改造后铜精矿品位提高6.51个百分点,铜回收率提高8.68个百分点,铅、锌回收率分别提高6.59和2.36个百分点。 相似文献
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摘S要SS为解决甘肃某多金属硫化矿矿石性质变化后精矿产品互含高、硫精矿和尾矿中金属损失等问题,进行了脱硫作业和铜与铅锌分离作业辅助抑制剂T11和TC的试验研究,闭路试验获得了铜精矿铜品位22.78%,含铅+锌14.30%,铜回收率80.60%;铅锌精矿铅+锌品位39.23%,铅+锌回收率175.16%。与现场药剂制度相比,铜回收率及铅+锌回收率基本相当,铜精矿和铅锌混合精矿产率均减小,铜精矿铜品位提高1.01%,铅+锌含量降低2.04%;铅锌精矿铅+锌品位提高2.16%。 相似文献
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针对云南某硫化铅锌矿,方铅矿嵌布粒度细、黄铁矿含量高的特点,进行了工艺矿物学与浮选回收技术研究。采用铅硫混浮-混合粗精矿再磨-铅硫分选-锌硫分选选矿回收工艺,基于全流程主要条件试验确定最佳工艺技术条件。实验室全流程闭路试验获得了Pb品位65.52%,Pb回收率87.51%,含锌3.89%的铅精矿;锌1,锌2合计Zn品位54.74%,Zn回收率95.02%的锌精矿及Fe品位42.02%,Fe回收率78.26%硫精矿。目的矿物方铅矿、闪锌矿和黄铁矿均得到良好回收。 相似文献
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复杂难选铜铅锌银多金属硫化矿选矿工艺研究 总被引:6,自引:2,他引:4
陕西某铜铅锌银多金属硫化矿铜、铅、硫共生关系非常密切,且相互交代形成不同的包裹形式,针对该矿石特点,采用铜、铅、硫部分混合浮选,混合精矿再磨脱硫,用TZ-10抑铜浮铅,使铅、锌、铜、硫、银得到最大限度的回收,获得铅精矿含铅55.81%、铅回收率73.31%,锌精矿含锌57.33%、锌回收率83.42%,硫精矿含硫41.76%、硫回收率45.92%,铜精矿含铜9.84%、含银1660g/t、铜回收率57.14%、银总回收率69.75%的浮选指标。为该多金属硫化矿提供一套经济合理、技术可行的工艺流程,充分利用矿山资源,使矿山效益最大化。 相似文献
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某高银低铅低锌多金属硫化矿银品位达到76.28 g/t,含铅0.78%,含锌0.69%。为有效回收矿石中的有价组分,基于系统的工艺矿物学研究,提出高效抑制锌硫,强化回收银铅技术思路,最终确定采用银铅优先浮选—锌硫混合浮选—锌硫分离工艺流程。通过条件试验确定适宜的药剂制度,最终全流程试验获得银品位4 312.2 g/t、银回收率85.19%、铅品位45.28%、铅回收率88.89%的银铅精矿;锌品位45.39%、锌回收率79.09%的锌精矿;硫品位32.17%、硫回收率79.77%的硫精矿。试验指标良好,实现了矿石中银、铅的良好回收,并综合回收了锌和硫,可为同类铅锌矿石的开发利用提供技术依据。 相似文献
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翟旭东 《有色金属(选矿部分)》2023,(3):110-115
云南某铅锌矿尾矿中含6.89%的锌,其中硫化锌占17.28%,氧化锌占82.72%,硫化锌为闪锌矿,氧化锌大部分为菱锌矿,少量为异极矿。为了回收该尾矿中的锌,进行了大量的试验研究,结果表明该尾矿适宜采用“先硫后氧(氧化锌浮选前预先重浮联合脱泥)”流程回收锌,最终闭路试验可获得锌品位30.87%的硫化锌精矿、锌品位25.96%的氧化锌精矿和锌品位13.94%的浮选矿泥,三者合计锌品位为23.43%,锌总回收率为81.68%。重浮联合脱泥实现了矿泥的高效稳定脱除,为氧化锌浮选回收创造了良好的矿浆环境,可以获得较高品位的硫化锌精矿和氧化锌精矿,同时得到较低品位的浮选矿泥,较大限度地回收了氧化锌矿石中的锌资源,对难选氧化锌资源开发利用具有重要的实际意义。 相似文献
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福建某高硫、低品位复杂多金属矿选矿试验研究 总被引:2,自引:0,他引:2
福建某高硫低品位复杂多金属铅锌硫化矿的硫含量高达25.40%,铅锌品位很低,有用矿物产出形式较为复杂,交代穿插现象多见,嵌布粒度分布不均。经研究探索后,采用阶段磨矿阶段浮选流程,铅、锌、硫依次优先浮选。确定了合适的工艺流程和合理的药剂制度,第一段磨矿粒度为-0.074 mm粒级占85.74%,获得铅锌粗精矿;铅锌粗精矿分别再磨至-0.045 mm粒级占90%左右,铅回路采用一粗、四精、二扫流程,锌回路采用一粗、四精、二扫,硫回路采用一粗、一精工艺流程,小型闭路流程试验获得了铅品位42.13%,回收率64.25%的铅精矿,铅精矿中含锌5.47%;锌矿物锌品位40.27%,回收率61.07%,锌精矿中含铅1.07%,硫精矿硫品位为43.31%,回收率为85.48%,硫精矿中含铅锌分别为0.14%和0.58%。 相似文献
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青海某铅锌硫化矿石选矿厂采用中性介质下优先浮铅-锌硫混浮-锌硫分离工艺流程处理矿石,导致生产不够稳定,选矿指标不理想。为解决此问题,采用中性介质下优先选铅-碱性介质下优先选锌-硫酸调浆再选硫的原则流程进行了选矿试验。结果表明:矿石在磨矿细度为-0.074 mm占55%的情况下,采用1粗2精1扫选铅、1粗2精1扫选锌、1次浮选选硫流程处理矿石,获得了铅品位为70.72%、含锌2.14%、含硫19.98%、含金1.92 g/t、含银1 322.45 g/t,铅回收率为91.78%、金回收率为14.28%、银回收率为76.29%的铅精矿;锌品位为48.86%、含铅0.26%、含硫32.67%,锌回收率为97.88%的锌精矿;硫品位为47.44%、含金0.67 g/t、含铅0.11%、含锌0.17%,硫回收率为64.14%、金回收率为80.86%的硫精矿。新工艺流程更简洁,生产更稳定顺畅,电耗和药剂成本均有所下降,在铅、锌精矿质量指标相当的情况下,铅、锌回收率分别提高了0.50和4.32个百分点,伴生金银和硫精矿指标也得到了改善。 相似文献
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在工艺矿物学研究的基础上,对含铅 2.93% 、锌2.80%、银 110.45g/t、硫 26.94%,以及有害元素砷0.53%的云南某含砷铅锌银多金属矿进行了选矿试验研究。结果表明:采用铅优先-锌硫混合浮选再分离工艺,结合铅银矿物高效捕收剂BK915和黄铁矿抑制剂BD,获得了铅品位68.46%、铅回收率88.50%,银品位2358 g/t、银回收率84.37%,砷品位1.45%的铅精矿;锌品位51.32%、锌回收率89.07%,砷品位0.18%的锌精矿;硫品位49.14%,硫回收率82.35%的硫精矿。 相似文献
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为获得高品质的银铅精矿,对某高硫银铅锌多金属矿石分别进行异步浮选—粗精矿全部再磨浮选、异步快速浮选—中矿集中再磨浮选和分段分速异步浮选—粗精矿部分再磨浮选试验。试验结果表明:在磨矿细度为-0.074 mm 70%的情况下,分段分速异步浮选—粗精矿部分再磨浮选优于其余两种工艺,浮选流程获得的银铅精矿银品位621 g/t、银回收率54.18%,铜品位0.84%、铜回收率34.62%,铅品位62.78%、铅回收率89.42%,锌品位6.45%、锌回收率5.83%。 相似文献