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1.
某低品位银铅锌多金属硫化矿石含银74 g/t、铅0.36%、锌0.82%。银矿物以脆银矿和辉银矿为主,铅矿物以方铅矿为主,锌矿物以闪锌矿为主,主要脉石矿物为石英,其次是白云母、绿泥石和钾长石。矿石中银铅锌矿物均部分被氧化,大部分铅锌矿物嵌布粒度较粗,少部分嵌布粒度微细,银在铅、锌、硫等矿物中均有分布,且嵌布粒度较细。为确定矿石的选矿工艺,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55%的情况下,采用银铅混浮再浮锌最后选硫工艺处理矿石,可获得含银8 515 g/t、含铅51.64%、含锌4.61%、银回收率42.41%、铅回收率56.04%、锌回收率2.15%的银铅精矿,含锌45.47%、含银1 692 g/t、含铅3.48%、锌回收率69.63%、银回收率27.71%、铅回收率12.42%的锌精矿,以及含硫43.79%、含银781 g/t、硫回收率10.56%、银回收率5.63%的硫精矿。 相似文献
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某低品位铅锌硫化矿浮选试验研究 总被引:1,自引:1,他引:0
袁来敏 《有色金属(选矿部分)》2014,(3):14-17,66
某硫化铅锌矿含铅锌原矿品位低、嵌布粒度细、伴生关系复杂。通过多种方案的比较,采用优先浮选抑锌浮铅的选别流程,试验采用乙硫氮作为优先选铅的捕收剂,石灰作为调整剂以及黄铁矿的抑制剂,硫酸锌和亚硫酸钠作为闪锌矿的抑制剂,之后利用硫酸铜作为闪锌矿的活化剂,用丁基黄药作为捕收剂来实现铅与锌的有效分离。试验获得铅精矿含铅51.00%、铅回收率86.63%、含银518 g/t、银回收率47.41%,锌精矿含锌51.20%、锌回收率85.27%、含银234 g/t、银回收率38.38%。 相似文献
3.
《现代矿业》2020,(2)
某低品位银铅锌多金属硫化矿石含银74 g/t、铅0.36%、锌0.82%。银矿物以脆银矿和辉银矿为主,铅矿物以方铅矿为主,锌矿物以闪锌矿为主,主要脉石矿物为石英,其次是白云母、绿泥石和钾长石。矿石中银铅锌矿物均部分被氧化,大部分铅锌矿物嵌布粒度较粗,少部分嵌布粒度微细,银在铅、锌、硫等矿物中均有分布,且嵌布粒度较细。为确定矿石的选矿工艺,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55%的情况下,采用银铅混浮再浮锌最后选硫工艺处理矿石,可获得含银8 515 g/t、含铅51.64%、含锌4.61%、银回收率42.41%、铅回收率56.04%、锌回收率2.15%的银铅精矿,含锌45.47%、含银1 692 g/t、含铅3.48%、锌回收率69.63%、银回收率27.71%、铅回收率12.42%的锌精矿,以及含硫43.79%、含银781 g/t、硫回收率10.56%、银回收率5.63%的硫精矿。 相似文献
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四川某硫化铅锌矿现场工艺存在铅锌分离困难,铅精矿含锌较高,铅、银回收率低等问题。为改善现场分选指标,在对该硫化铅锌矿石性质研究的基础上,进行了选矿工艺试验。化学多元素分析表明:矿石铅、锌、银含量分别为1.03%、6.28%、37.16 g/t,矿石主要组成矿物为闪锌矿和方铅矿,脉石矿物以白云石、方解石和石英为主。选矿试验结果表明:采用在中性环境下1粗3精1扫选铅,高碱环境下1粗1精1扫选锌的浮选工艺,可以得到铅品位57.45%、含锌6.09%、含银501.58 g/t、铅回收率71.17%的铅精矿,锌品位53.11%、含铅0.95%、含银235.11 g/t、锌回收率93.45%的锌精矿。与现场指标相比,选矿工艺段数明显减少,同时铅精矿铅品位提高了12.11个百分点,铅金属回收率提高了12.46个百分点,并且赋存在铅精矿和锌精矿中银的金属回收率提高了61.97个百分点。 相似文献
5.
四川某铅锌银多金属硫化矿氧化率达40%45%,有用矿物种类繁多,结构构造复杂、嵌布粒度细,选矿难度较大,采用硫化—先铅后锌优先浮选工艺,成功实现铅锌银的有效分离回收。闭路试验可获得含铅47.66%、铅回收率为68.27%,含银2 239.4 g/t、银回收率为66.37%的铅精矿和含锌46.02%、锌回收率为70.78%,含银563.54 g/t、银回收率为11.84%的锌精矿,银总回收率为78.21%。 相似文献
6.
某含银铅锌硫化矿含铅1.66%、含锌1.63%、含银12.3 g/t,铅锌含量低,矿物单体粒度小且嵌布不均匀,单体解离困难。为了给该矿石的铅、锌、银资源开发利用提供技术依据,对其进行了选矿试验。结果表明:采用铅锌优先浮选流程,在磨矿细度为-74μm占70%条件下,铅粗选以25号黑药为捕收剂,硫酸锌为抑制剂;锌粗选以石灰为p H值调整剂,丁基黄药为捕收剂,硫酸铜为活化剂,YS为抑制剂;铅锌系统各经一次粗选三次精选两次扫选作业,闭路试验可获得铅品位70.35%、含锌3.48%、含银292.00 g/t、铅回收率96.59%、银回收率51.11%的铅精矿和锌品位43.84%、含铅0.32%、含银32.20 g/t、锌回收率86.60%、银回收率8.08%的锌精矿,铅锌分离效果较好,银在铅精矿和锌精矿中总回收率达到59.19%。 相似文献
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针对某含铅2.22%、锌2.85%、银105 g/t,目的矿物主要为方铅矿、闪锌矿的硫化铅锌矿,进行了无碱浮选新工艺研究。研究结果表明,采用铅锌顺序优先浮选流程,在一段磨矿细度为-0.074 mm含量占66.32%条件下,使用“硫酸锌+焦亚硫酸钠+MZ”药剂制度选铅,使用“焦亚硫酸钠+硫酸铜+MKX”药剂制度选锌,闭路试验获得了铅精矿主品位62.10%、含锌4.79%、含银1953.36 g/t、铅回收率90.48%、铅精矿银回收率60.12%;锌精矿主品位53.15%、含铅1.65%、含银262.74 g/t、锌回收率87.42%、锌精矿银回收率11.67%的较好指标。无碱条件下实现铅锌高效分离的同时,显著提高伴生银的回收率。 相似文献
9.
针对某铅锌银多金属硫化矿氧化率达40%-45%,有用矿物种类繁多,结构构造复杂、嵌布粒度细,选矿难度大的特点,采用“硫化—先铅后锌优先浮选”工艺,成功实现了铅锌银的有效分离回收。闭路试验可获得含铅47.66%,铅回收率为68.27%,含银2239.4g/t,银回收率为66.37%的铅精矿,含锌46.02%,锌回收率为70.78%,含银563.54g/t,银回收率为11.84%的锌精矿,银总回收率为78.21%,选矿指标较理想。 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
12.
某铅锌矿原矿铅含量为1.26%,含锌6.53%,含硫30.38%。生产上采用“铅锌依次优先浮选-中矿顺序返回”工艺流程,生产指标为铅精矿铅品位50.69%,含锌12.61%,铅回收率75.53%,锌精矿锌品位48.77%,含铅1.59%,锌回收率73.91%。铅锌互含较高,锌精矿指标不理想。为了解决该问题,本文在了解现场生产工艺流程及矿石性质的基础上,针对该铅锌矿开展了详细的选矿工艺优化试验,通过对部分药剂制度进行优化,采用特效捕收剂BK-LY11,同时在锌浮选回路采用中矿再磨工艺,显著改善了铅锌互含情况,有效提高了铅锌选别指标,并成功应用于生产实践,优化后获得的铅、锌回收率分别提高了5.83、8.46个百分点。 相似文献
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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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以四川某含低品位铅锌银的难选铅锌矿石为研究对象,进行了工艺流程和工艺技术条件研究。在探索实验中得出碳酸钠作调整剂比氧化钙作调整剂所得到的硫化铅粗选精矿铅的品位较高,复合抑制剂硫酸锌+亚硫酸钠对锌的抑制效果较好,而随捕收剂剂量的增大硫化铅粗选精矿中铅、锌和银的品位及回收率均有所增加。由于原矿中铅银的品位太低,对所选的铅锌矿采用铅锌银混选是合理的。在-0.074mm含量87.5%的磨矿细度下,含Pb为0.35%、Zn为5.88%、Ag为11.7μg/g的低品位铅锌银矿通过"一粗二精"开路浮选后,精矿锌品位达到46.12%、银品位达到60.7μg/g、铅品位仅为1.84%,精矿锌回收率为83.46%、银回收率为61.43%、铅回收率为59.09%。 相似文献
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某难选高硫低品位硫化铅锌矿石,主要有价元素Pb、Zn、Fe和S含量分别为2.45%、2.76%、26.76%和30.63%,主要赋存矿物分别是方铅矿、铁闪锌矿和黄铁矿,含量分别为2.97%、4.76%和54.65%;矿石中方铅矿和铁闪锌矿含量较低,而黄铁矿含量超过55%,有用矿物含量差异极大;有用矿物间关系密切,存在相互共生和相互包裹,属于难选硫化铅锌矿石。为确定合理工艺流程,进行了全优先浮选、铅硫部分混合浮选及等可浮选等方案的对比试验研究。结果表明,全优先浮选得到的铅精矿Pb品位和锌精矿Zn品位均很低,通过该流程很难得到合格的铅精矿和锌精矿,主要原因为大量黄铁矿难以有效抑制,同时添加大量石灰调整pH对矿浆环境产生不利影响;铅硫部分混合浮选得到的铅精矿Pb品位偏低,但Zn回收率偏低,造成该问题主要原因为部分铁闪锌矿与黄铁矿存在连生未解离,同时大量铅硫混合精矿经再磨后黄铁矿难抑制;而等可浮选即铅硫等可浮+铅硫分离—锌硫等可浮+锌硫分离工艺流程可得到铅精矿Pb品位60.41%、Pb回收率82.38%,锌精矿Zn品位48.75%、Zn回收率81.59%的良好指标,该流程对大量黄铁矿进行了分段... 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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某铅锌矿含铅1.15%,含锌2.26%,铅锌氧化率均小于8%。针对原铅浮选过程中回水回用导致的铅锌分离难题,采用铅锌等可浮流程,使部分可浮性好的锌矿物与铅矿物同步浮选;在铅精选作业,采取强化抑制措施分离铅锌,获得铅精矿和铅精选尾矿,铅精选尾矿与铅尾矿合并进入锌浮选。试验结果表明:①直接使用回水的条件下,闭路试验取得了与自来水浮选相近的铅精矿指标,铅精矿含铅56.98%、含锌3.85%,铅回收率87.20%。②铅锌等可浮工艺在选厂工业应用,取得了良好的分选指标,铅精矿含铅65.90%、含锌5.04%,铅回收率86.48%;相比原生产指标,铅精矿品位提高了8.43个百分点,含锌降低1.26个百分点,铅回收率提高2.12个百分点。研究成果实现了工业应用,基本消除了回水对铅锌分离的不利影响,具有较强的推广及示范意义。 相似文献
18.
广西某高泥低品位铅锌矿石铅品位在1.5%左右,主要铅矿物为方铅矿,有15%左右的铅被氧化。选矿厂采用优先浮铅然后浮锌的工艺流程生产铅精矿和锌精矿,但由于矿泥的干扰导致选铅效果较差,铅精矿的铅品位和铅回收率分别只有45%左右和65%左右。针对矿石特点开展提高铅精矿指标的选矿试验,先采用螺旋洗矿机和螺旋溜槽脱去产率达12.11%的矿泥后再浮选铜,并在浮铜过程中将抑制剂由现场采用的硫酸锌+亚硫酸钠改为自行研制的无毒有机抑制剂YJ,将捕收剂由现场采用的乙硫氮改为组合捕收剂GD-1,最终获得了铅品位达54.65%、铅回收率达79.78%的铅精矿。与现场生产相比,试验所获铅精矿的铅品位提高了约10个百分点,铅回收率提高了约15个百分点,从而为现场选铜工艺的优化提供了有力的技术支撑。 相似文献
19.
为了探讨简化铅锌硫化矿石浮选药剂制度的可能性,在选铅时以25#黑药为捕收剂而不使用锌抑制剂的情况下,对蒙古乌兰某铅锌硫化矿石进行了铅锌依次优先浮选试验,结果获得了品位为71.15%、回收率为96.87%的铅精矿和品位为46.41%、回收率为87.89%的锌精矿,银在铅精矿中的品位和回收率可达1 400 g/t和83.90%,铅精矿和锌精矿中的砷含量均在其相应等级品的要求范围内。该结果与浮铅时以25#黑药为捕收剂且使用锌抑制剂相比,铅精矿锌含量高1.07个百分点但铅品位高8.06个百分点,其余指标相当,而且药剂制度和工艺流程大大简化,药剂用量显著减少。 相似文献