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为了确定青海某低品位复杂难选铅锌矿石的选矿工艺,在工艺矿物学研究的基础上进行了选矿试验研究。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占75%的情况下,采用铜铅混合浮选—混合精矿铜铅硫分离—铜铅混浮尾矿浮选选锌流程处理矿石,可获得铜品位为14.20%、含金26.77g/t、含银466.40 g/t、铜回收率为16.55%的铜精矿,铅品位41.22%、含银63.60 g/t、铅回收率为69.92%、银回收率为16.84%的铅精矿,锌品位为40.96%、含银53.40g/t、锌回收率为67.04%、银回收率为23.13%的锌精矿,以及硫品位为38.41%、含金13.92 g/t、含银163.90 g/t、硫回收率为14.16%、金回收率为23.71%、银回收率为15.92%的硫精矿。 相似文献
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鲁军 《有色金属(选矿部分)》2016,(6):36-39
某锌多金属硫化矿嵌布粒度细,分离难度大。针对矿石性质,采用铜铅锌全浮选—铜铅部分混合浮选—铜铅分离—锌浮选工艺流程,在原矿磨矿细度-74μm 95%,全浮选精矿再磨细度-38μm 95%条件下,闭路试验获得铜品位18.65%、铜回收率71.26%的铜精矿,铅品位51.34%、铅回收率67.50%的铅精矿,以及锌品位49.51%、锌回收率87.24%的锌精矿,研究结果为该矿产资源开发利用提供了工艺依据。 相似文献
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针对新疆某高硫铜锌矿石的性质特点,采用铜锌混合浮选-混合粗精矿再磨-铜锌分离-铜锌混浮尾矿选硫的原则流程对该矿石进行了选矿试验研究。研究表明,铜锌混合浮选和铜锌混合粗精矿再磨适宜的磨矿产品细度分别为-0.074 mm占90%和-0.043 mm占95%;J102和丁基黄药为铜锌混合浮选的有效捕收剂;T-21与硫酸锌组合对闪锌矿具有较强的抑制作用;J102对铜矿物的选择性捕收可以较好地实现铜锌分离。采用试验确定的闭路流程处理该矿石,可获得铜品位为20.09%、铜回收率为86.46%的铜精矿,锌品位为52.48%、锌回收率为67.35%的锌精矿,硫品位为45.95%、硫回收率为74.09%的硫精矿。 相似文献
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某复杂铜铅锌多金属矿选矿试验 总被引:1,自引:0,他引:1
针对某复杂铜铅锌多金属矿的性质特点,采用弱磁选脱硫-铜铅混浮-混合精矿铜铅分离-混浮尾矿选锌的原则流程对该矿石进行选矿试验研究。在矿石磨矿细度为-0.074 mm占90%的情况下,采用1次弱磁选选硫、1粗2精2扫铜铅混浮、1粗2精1扫铜铅分离、1粗3精2扫选锌、中矿顺序返回流程处理该矿石,最终获得了铜品位为24.79%、铜回收率为55.78%的铜精矿,铅品位为51.34%、铅回收率为83.55%的铅精矿,锌品位为45.63%、锌回收率为62.71%的锌精矿,硫品位为35.12%、硫回收率为80.08%的硫精矿。铜精矿含银229.53 g/t,铅精矿含银196.20 g/t,铜、铅精矿中银的总回收率为50.29%。 相似文献
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广东某复杂铜铅锌矿石中的矿物嵌布粒度较细且相互包裹,导致现场铜、铅、锌浮选分离困难,为解决此问题进行了选矿试验研究。结果表明:在选铜时,选用FK 1与DS组合抑制铅锌,可有效解决精矿的互含问题;在高碱工艺下,采用先铜后锌的优先浮选工艺,铜铅粗泡再磨后经2次精选,能获得铜品位为2110%、回收率为8088%的铜精矿,铅锌总含量为1023%,达到铜精矿四级品要求;采用1粗2精2扫流程处理选铜尾矿,获得了锌品位为5217%、回收率为9278%的锌精矿。试验所用药剂全部为常规药剂,试验流程结构简单,现场实施比较容易,可作为现场改造的依据。 相似文献
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内蒙古某铅锌矿石除含铅、锌外,还含有银、少量的铜等伴生有价金属,其中原矿中含铜量为0.13%。为降低铅精矿的含铜量,产出合格铜精矿,综合提高铜铅利用价值,对铜铅混合浮选和铜铅分离工艺进行小型试验研究。研究结果表明,采用铜铅混合浮选—抑铅浮铜—混合浮选尾矿选锌流程可以较好的实现铜铅分离,铜铅混合浮选闭路试验获得铜铅混合精矿含铅品位42.65%、铅回收率72.45%,含铜品位3.64%,铜回收率75.23%。铜铅分离闭路试验获得铅精矿品位46.37%、铅回收率98.80%,铜精矿品位24.59%、铜回收率90.71%,为综合回收某铅锌矿中伴生低品位铜提供了技术依据。 相似文献
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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
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云南某铜铅锌多金属硫化矿铜品位0.45%、铅品位3.18%、锌品位4.21%,含银30.10 g/t,有用矿物以黄铜矿、闪锌矿、方铅矿等为主。黄铜矿与闪锌矿相互交代连生或混染包裹,铜、锌矿物粒度粗细不均。85.11%的铜以原生硫化铜的形式存在,铅、锌也均主要赋存于硫化矿中。浮选试验结果表明,在磨矿细度-0.074 mm 80%的条件下,以CaO+Na2S+Na2SO3+ZnSO4作调整剂、异丙基黄药作捕收剂、730A作起泡剂,1粗3精2扫铜铅混合闭路浮选可获得产率650%,铜品位5,20%、铅品位43.64%,铜回收率75.11% 、铅回收率93.00%的铜铅混合精矿;铜铅混合尾矿以CuSO4作活化剂、丁基黄药作捕收剂经1粗2精2扫闭路流程选锌可获得产率7.60%、品位46.94%、回收率85.76%的锌精矿;铜铅混合精矿经1粗1精分离浮选可获得品位42.23%、回收率8638%的铅精矿和品位27.65%、回收率61.88%的铜精矿;铜、铅、锌精矿指标均达到相应的产品质量标准,并综合回收了银。试验结果可为该矿石的开发利用提供技术参考。 相似文献
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青海某复杂铜铅锌多金属矿石选矿工艺研究 总被引:4,自引:1,他引:3
针对青海某铜铅锌多金属硫化矿石易浮难分、有用矿物嵌布粒度极不均匀的特点,采用铜、铅、锌依次优先浮选工艺流程及特别研制的新型捕收剂YK1-11和新型抑制剂YK3-09对其进行选矿试验,并在选铅时采取反浮精选措施,获得了铜品位和铜回收率分别为18.02%和57.50%的铜精矿、铅品位和铅回收率分别为51.43%和33.20%的铅精矿、锌品位和锌回收率分别为45.83%和48.95%的锌精矿以及Pb+Zn品位为69.99%,铅、锌回收率分别为42.56%和34.05%铅锌混合精矿,并使矿石中的伴生银得到了有效富集,为合理开发利用该矿石提供了依据。 相似文献
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某铜锌硫多金属矿选矿试验研究 总被引:2,自引:1,他引:1
某铜锌矿石含铜2.86%、锌1.30%、硫29.15%、金1.00g/t、银39.16g/t,试验研究表明,在磨矿细度-74μm占80%的条件下,采用部分混合—优先浮选流程粗选,混合粗精矿再磨后进行铜、锌分离浮选,最终可获得含铜25.91%、回收率为85.23%的铜精矿,含锌32.14%、回收率为83.40%的锌精矿,含硫50.98%、回收率为82.21%的硫精矿。 相似文献
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根据某铜铅锌矿矿石中铜、铅、锌等硫化矿物嵌布关系复杂、嵌布粒度极不均匀的特点,采用"铜铅混合浮选—混合精矿再磨—铜铅分离—混合浮选尾矿选锌"的工艺流程及合理的药剂制度,闭路试验获得良好的铜、铅、锌选矿技术指标,同时,矿石中的伴生银也得到了较好回收,铜、铅、锌及银的回收率分别达到65.98%、88.83%、85.31%、84.98%。 相似文献
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某复杂铜铅锌多金属硫化矿,以黄铜矿、方铅矿和铁闪锌矿为主要的铜矿物、铅矿物和锌矿物。为有效回收其中的铜、铅、锌金属及伴生的金、银,开展了矿石工艺矿物学研究和选矿试验研究。结果表明,采用“铜铅混浮再分离-锌浮选”的工艺流程,可获得铜品位为19.05%、铜回收率为74.99%的铜精矿;铅品位为69.03%、铅回收率为75.03%的铅精矿;锌品位为47.87%、锌回收率为72.94%的锌精矿。以及金、银总回收率分别为75.45%和76.86%的工艺指标。 相似文献