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青海某铅锌硫多金属矿工艺矿物学研究 总被引:1,自引:0,他引:1
青海某低品位铅锌硫多金属矿,主要含锌、铅、铜、铁、硫等有价元素,对该矿进行了系统的工艺矿物学研究,查明了目的矿物的嵌布特征、矿物组成、嵌布粒度、解离度特征及有用元素的赋存状态等,为制定合理的选矿流程方案提供矿物学依据。 相似文献
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内蒙古某锌银铜锡多金属矿工艺矿物学研究 总被引:1,自引:1,他引:0
王明燕 《有色金属(选矿部分)》2011,1(4)
对内蒙古某锌、银、铜、锡多金属矿进行了工艺矿物学研究。通过化学分析、物相分析、X射线衍射、光学显微镜、扫描电镜和电子能谱等综合手段,查明该矿石的化学成分,锌、铜、铅、锡的化学物相组成,矿物组成及相对含量,矿石的结构和构造,锌矿物、银矿物、铜矿物、锡矿物等的嵌布特征和嵌布粒度,阐明影响锌、银、铜、锡选别的矿物学因素,为该多金属矿选矿工艺研究提供重要的基础矿物学资料。 相似文献
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安徽某低品位铜锌多金属矿石中锌、铜、铁和硫的品位分别为1.93%、0.35%、7.85%、4.03%;金品位为1.01 g/t,银品位为13.05 g/t。为合理开发利用该资源,对该矿石开展了系统的工艺矿物学研究,查明了各有价金属元素的赋存状态、各目的矿物的嵌布特征和嵌布粒度,以及影响它们回收的最主要因素,为确定合理的工艺流程、实现其综合回收提供了理论依据。采用优先选铜、铜中矿再磨精选,锌硫混选再分选的原则流程,并将金、银富集于铜精矿中,实现了矿石中锌、铜、硫以及金、银的综合回收。 相似文献
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黑龙江某低品位铜钼矿平均含Mo 0.026%,含Cu 0.015%,属低品位矿。由于矿石含钼、铜较低,为降低选矿成本,有效回收有价金属,对矿石进行详细的工艺矿物学研究。研究发现,主要金属硫化矿有辉钼矿、黄铜矿、黄铁矿、磁黄铁矿等,主要脉石矿物有钾长石、斜长石、石英等。辉钼矿主体嵌布粒度在0.01~0.5 mm,约49.44%,属于微细粒级-细粒级嵌布。黄铜矿主体嵌布粒度在0.02~0.25 mm,多属于微细粒-细粒级嵌布。此外辉钼矿与黄铜矿彼此共生关系密切、黄铜矿可浮性好,造成铜钼分离困难。根据工艺矿物学研究结果,建议采用“快浮+粗选”工艺流程,钼精选强化对黄铜矿的抑制,并增加精扫选作业,有效降低了钼精矿中铜的含量,且实现了铜的综合利用。 相似文献
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山东某地金矿平均含Au 0.8~1.0 g/t,属低品位金矿。由于矿石含金较低,为降低选矿成本,有效回收有价金属,对矿石进行详细的工艺矿物学研究。研究发现,该矿石自然类型为石英黄铁矿脉,工业类型为中硫金矿石。矿石中金属矿物主要为硫化物,以黄铁矿为主,次为方铅矿、闪锌矿,含少量黄铜矿等,非金属矿物主要为石英、绢云母等。矿石中黄铁矿粒度较粗,方铅矿、闪锌矿、黄铜矿等粒度较细,黄铁矿、方铅矿等与金关系较密切,是金的主要载体矿物。自然金主要为细粒金,多呈包裹体分布。根据工艺矿物学研究结果,建议采用“重选+浮选”工艺流程,不但取得较高的精矿指标,且降低了选矿成本。 相似文献
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云南某高硫铅锌矿是现采矿区下部发现的新矿体,为确定合理的开发工艺流程,采用化学分析、显微镜观测、MLA分析等方法对矿石进行了系统的工艺矿物学研究。结果表明:① 矿石中有价元素主要为Pb、Zn、Fe和S,含量分别为3.20%、3.04%、26.36%和30.84%,属于高硫低品位铅锌矿石;② 矿石组成复杂,约有26种组成矿物,有用矿物主要为黄铁矿、方铅矿和铁闪锌矿,脉石矿物主要为石英、高岭石和蒙脱石等;③ 矿石具稠密浸染构造、块状构造、脉状构造,矿物主要具包含结构、自形—半自形—他形粒状结构、乳浊结构、内部解理结构等;④ 主要矿物嵌布特征复杂,黄铁矿、方铅矿和铁闪锌矿共生关系紧密,且相互包裹现象明显。矿石中矿物嵌布关系复杂,同时有用矿物含量差异大,这是不利于矿物分选的主要因素之一。推荐的选别流程为铅硫等可浮选+铅硫分离—锌硫等可浮选+锌硫分离。 相似文献
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利用矿物定量解离系统(MLA)、X射线衍射对云南某低品位铝土矿矿石进行了工艺矿物学研究,查清了矿石的物质组成和赋存状态,着重研究了铝、铁、硅、钛的矿物组成、粒级组成、嵌布特征、矿物单体解离等工艺性质。原矿中主要矿物为一水铝石、针铁矿、钛铁矿等,脉石矿物为白云母、黏土等,一水铝石矿物主要与黏土、白云母和针铁矿共生。最后阐述了影响选矿工艺的因素及措施。 相似文献
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对云南某高硫铅锌矿进行选矿实验研究。原矿铅品位2.98%、锌品位2.79%、银品位114.95 g/t,在磨矿细度为-0.074 mm 76.19%条件下,采用优先浮选工艺流程,以硫酸锌+碳酸钠作为组合抑制剂,以新型捕收剂HQ-Pb作为铅捕收剂,最终获得铅品位56.62%、银品位1915.38 g/t的铅精矿,铅回收率82.36%,银回收率73.44%;获得锌品位45.92%、银品位171.38 g/t的锌精矿,锌回收率82.29%,银回收率7.58%。 相似文献
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本文介绍了某铜铅锌多金属硫化矿的浮选试验。矿石中有用矿物为闪锌矿、方铅矿、黄铜矿等,其他矿物有黄铁矿、磁黄铁矿、白铁矿以及少量菱锌矿、铜蓝、铅钒等矿物,并伴生大量的银。本试验采用了铜铅混合优先浮选-混合精矿再磨-铜铅分离-铜铅尾矿再选锌的优先浮选流程,并且综合回收了银。试验中探索了药剂的组合使用,在保证选矿指标的前提下,又节省了成本。。原矿经过一粗-两次混合精选-铜铅分离流程得到铜精矿品位25.65%,铜回收率73.25%,银回收率2.47%;铅精矿品位46.59%,铅回收率87.78%,银回收率82.23%。铜铅尾矿经过一粗二精一扫的流程,得到了锌精矿品位38.19%,锌回收率86.64%,银回收率7.44%,银的综合回收率达到92.14%。 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
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针对小铁山复杂难选多金属矿现场生产情况,根据矿石性质特点,通过研究影响铜与铅锌分离效果的主要因素,对分离作业工艺参数的优化并添加新型调整剂T12和T36完善原有的亚硫酸-硫化钠分离法,达到了提高铜精矿品位、降低铜精矿中铅锌含量的目的,在分离给矿铜5.20%、铅13.15%、锌23.10%条件下,取得了铜精矿铜品位22.06%、铜作业回收率82.67%、含铅4.95%、含锌4.92%的较好指标。 相似文献
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针对高碳铅锌银多金属硫化矿难选的问题,对某高碳硫化矿进行了试验研究。该矿中铅品位3.72%,锌品位8.34%,银品位34.13 g/t。通过流程探索,确定了预先脱碳—铅锌优先浮选工艺流程。在此基础上进行了条件试验研究,确定适宜磨矿细度为-0.074 mm占90%。确定最佳药剂制度为:铅浮选Zn SO4+Na2SO3用量为2000 g/t,捕收剂乙硫氮用量为80 g/t,锌浮选硫酸铜用量为800 g/t,丁基黄药用量为100 g/t。经闭路流程试验,得到最终指标为:铅精矿品位52.14%,回收率为88.54%,伴生银的品位为368.50 g/t,回收率68.04%,锌精矿品位60.23%,回收率为90.16%。 相似文献
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The laboratory tests to find out the possibility of direct selective flotation of lead, copper and zinc minerals from the
ore deposit “Podvirovi” were submitted to the Mineral Processing Department of the Faculty of Mining and geology, University
of Belgrade. Based on thus gained results, it has been concluded that it is possible to obtain selective concentrate of lead
copper and zinc of suitable quality, with satisfactory recovery. 相似文献
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华阳川铀多金属矿中有价金属品位均较低,通过选矿大幅度提高铀品位并综合回收伴生金属,方可使该矿床具备开发价值。针对矿石中伴生的铅和铁,开展了综合回收选矿试验研究,首先通过重选将各有价金属预富集在重选精矿中,然后采用铅硫混合浮选—铅硫分离工艺回收铅,通过添加铀矿物抑制剂、强磁脱铀等方式降低铅精矿中铀含量,最后采用弱磁选从选铅尾矿中回收铁,通过多次精选提高铁品位、降低铀含量。最终获得的铅精矿中铅品位67.19%、铀含量0.004%;铁精中铁品位66.50%、铀含量0.004%,经检测铅精矿、铁精矿和重选尾矿中的放射性均达标,铅精矿和铁精矿可以直接出售,重选尾矿可以按照普通尾矿处置。 相似文献
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以云南某地区的砂岩和灰岩按1.5∶1配成的混合矿为研究对象,分别考察无硫化混合矿样和在固定硫化时间180min、矿物粒度-0.074mm占87%以上、液固比1.2∶1、硫磺量为原料量的5.5%的条件下,硫化转化温度分别为155、165、175、185、195、215、225℃时所得硫化产物的浮选效果。结果表明,硫化产物比无硫化的氧化锌矿的浮选效果好;无硫化的氧化锌矿直接浮选时,铅、锌的回收率分别为33.58%、35.77%,而当硫化转化温度为225℃时,铅、锌的回收率较高,分别为95.77%、93.52%。 相似文献
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本论文针对某复杂氧硫混合多金属矿石进行了选矿实验,原矿含Cu 3.66%,Pb 1.78%,Au 0.99 g/t,Ag 75.34 g/t,且铜、铅均以硫化、氧化两种形式存在,这为铜、铅的回收造成了一定的困难.本研究在磨矿细度90% -0.074 mm的条件下,经一次粗选一次扫选的浮选流程,分别得到氧化铜铅混合精矿及硫化铜铅混合精矿后,将所得的混合精矿分别进行处理以实现铜铅分离.硫化铜铅混合精矿采用一粗三精两扫的浮选流程,以Z-200为捕收剂,Na2SO3+CMC+水玻璃作为组合抑制剂,得到的铜精矿品位24.61%,回收率68.65%,铜精矿含铅4.60%,金6.29 g/t,银376.29 g/t,所得铅精矿品位51.98%,回收率42.34%,其中铅精矿含铜5.04%,金3.1 g/t,银106.89 g/t的浮选指标.将氧化铜铅混合精矿采用氨浸法浸出铜,在浸出剂浓度2.5 mol/L,液固比2:1的条件下,浸出3h后,铜的浸出率达53.5%. 相似文献