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甘肃某极低品位氧化铅锌银矿,铅品位0.96%、铅氧化率37.50%,锌品位0.76%、锌氧化率32.88%,银品位207.66g/t,银主要以银锑黝铜矿的形式存在并与方铅矿共生。根据该矿的性质,优先浮选产出铅精矿,混合浮选产出铅锌精矿,并将银富集到铅精矿和铅锌精矿中。采用新型捕收剂GH,通过闭路选铅,获得了铅品位55.71%、铅回收率20.73%,银品位7 476.81g/t、银回收率14.39%的铅精矿;在闭路混选中,获得了铅品位17.61%、铅回收率37.47%,锌品位23.64%、锌回收率65.67%,银品位5 593.42g/t、银回收率59.49%的铅锌精矿。富集伴生银矿物的同时,实现了对低品位矿物的高效回收。 相似文献
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甘肃某尾矿含铅、锌、硫,铅、锌氧化率高,生产流程采用混合—优先浮选流程回收硫化铅、锌、硫,但只能生产出低品位锌精矿外销。针对生产流程中存在的问题进行了工艺改造,采用重—浮联合混选,混选精矿磨矿脱泥后精选,混合精矿分离铅、锌、硫的工艺,用硫化—黄药法回收氧化铅锌、硫化铅锌。获得了铅品位40%、回收率43%的铅精矿;锌品位45%、回收率62.5%的锌精矿;硫品位35.3%、回收率60%的硫精矿。 相似文献
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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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甘肃某复杂铜铅锌硫化矿石浮选新工艺研究 总被引:1,自引:0,他引:1
为解决甘肃某铜铅锌多金属硫化矿矿石性质变化后原选矿工艺流程不能适应的问题,进行了铜与部分铅锌优先混合浮选再分离浮选-其余铅锌与硫混合浮选-铅锌与硫分离浮选新工艺的试验研究,闭路试验获得了铜精矿铜品位为20.99%、铜回收率为74.23%,铅锌混合精矿铅和锌品位分别为16.65%和27.32%、铅和锌回收率分别为91.11%和93.32%,硫精矿硫品位为41.62%、硫回收率为37.58%,伴生金和银在铜精矿和铅锌混合精矿中的总回收率分别为83.84%和88.27%的良好指标。 相似文献
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新疆某氧化铅锌矿,原矿含铅0.14%,含锌2.00%,铅氧化率37.86%,锌氧化率为35.42%,矿石铅锌含量低、氧化率较高,属低品位氧化铅锌矿。采用洗矿脱泥的浮选工艺方案,获得铅品位为43.18%、铅回收率为25.04%的铅精矿,锌品位为42.99%、锌回收率为90.3%的氧化锌精矿,实现铅锌资源的有效回收。 相似文献
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新疆某铅锌矿的选矿工艺研究 总被引:2,自引:0,他引:2
张发军 《有色金属(选矿部分)》2012,(4):8-10
为了得到合格的铅锌精矿产品,本次试验通过先选铅、铅尾矿选锌的铅锌优先浮选流程,得到铅品位60.01%、回收率90.35%的铅精矿和锌品位49.15%、回收率87.08%的锌精矿。针对该矿石采用铅锌优先浮选流程比采用铅锌混合浮选流程更容易得到合格的精矿产品。 相似文献
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为了提高选矿厂的浮选效率,获得较好的铅锌浮选指标,对选矿工艺流程进行考察,分别研究了矿浆pH、回水、原矿品位对铅锌浮选指标的影响。结果表明,矿浆pH值对铅浮选指标影响较小,矿浆pH过高抑制锌的浮选,铅锌粗选矿浆pH值为11左右时,铅锌浮选品位与回收率均最高;原矿铅锌品位增大铅锌精矿品位与回收率均显著增大,尾矿铅锌品位基本不变;在磨矿全采用回水时造成铅浮选泡沫发粘,分选效果差,铅浮选回收率下降,铅锌浮选中矿量大,使得浮选操作难控制;经分析铅锌浮选尾矿中多为连生体,需细磨铅锌才充分单体解离。 相似文献
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西北某铅锌矿是一个矿物成分复杂、铅锌矿物分布极不均匀、嵌布粒度细微、嵌布关系复杂、单体解离难度大、脉石矿物硬度高的大型难选铅锌矿床。为确定该资源的开发利用方案,采用优先浮选工艺对该矿石进行了选矿试验。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占85%的情况下,采用1粗1扫3精选铅(铅精选前再磨至-0.045mm占95%)、1粗1扫2精选锌、中矿顺序返回的闭路流程处理该矿石,可取得铅品位为60.45%、含锌8.90%、铅回收率为75.95%的铅精矿以及锌品位为51.60%、含铅0.31%、锌回收率为87.39%的锌精矿,该选矿工艺方案是该矿石的高效开发利用方案。 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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摘要: 云南某复杂难选混合铅锌矿多金属资源矿石成分和结构构造复杂, 各矿物间互相紧密镶嵌, 且粒度分布细。原矿中硫化铅矿物占40.70%,氧化铅矿物占43.50%, 另有15.16%的磷(砷钒)氯铅矿。硫化锌矿物为70.44%,试验矿样为硫化-氧化混合铅锌矿石,矿石性质复杂,矿石氧化率高,铅锌元素分散分布,要分选出单一金属的合格精矿同时回收率相对较高极为困难。试验研究针对矿石特性,将矿石中的硫化矿、氧化矿分类选别与富集,分别产出锌精矿、铅锌精矿、氧化铅精矿三种精矿产品,同时伴生的银矿物分别在铅锌精矿及氧化铅精矿中得到富集。通过多金属矿石选矿分离技术研究,使该复杂、难选硫化-氧化混合铅锌矿石及其伴生矿产资源得到综合回收和利用。 相似文献
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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
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福建某铅锌矿石中有回收价值的元素铅、锌绝大部分以硫化矿物形式存在,银、硫有综合回收价值。为了确定合适的铅锌回收工艺流程,对有代表性矿石进行了选矿试验。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占71.2%的情况下,采用1粗2扫3精选铅、1粗2扫3精选锌、中矿顺序返回流程处理,最终可获得铅品位为47.87%、铅回收率为92.99%、银品位为1 120.00 g/t、银回收率为71.59%的铅精矿,以及锌品位为50.75%、锌回收率为88.88%的锌精矿。试验指标理想,可作为铅锌回收工艺流程设计依据。 相似文献
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某难选富银铅锌矿,黄铁矿和毒砂含量高达74%,方铅矿局部氧化,铅锌硫矿物间可浮性差异较小,原工艺添加少量石灰,采用丁基黄药为捕收剂,进行分段粗选和精选,流程结构复杂、分选指标低,铅精矿品位<45%、铅回收率<65%,银在铅精矿中回收率<55%,锌精矿品位<45%、锌回收率<60%,锌精矿含砷>0.5%;新工艺采用增大铅粗选石灰用量、使用GYD作为铅矿物捕收剂、粗精矿集中精选三项措施,简化了流程结构,扩大试验获得良好的浮选指标,铅精矿产率5.36%,铅品位62.23%,含锌3.14%,铅回收率82.40%,含银2214 g/t,银回收率72.02%;锌精矿产率8.04%,锌品位50.45%,含铅1.04%,含砷0.081%,锌回收率88.94%。相比原生产指标:铅精矿品位和回收率提高17%以上,铅精矿中银回收率提高17%以上;锌精矿的品位提高5%以上,锌回收率提高18%以上,锌精矿砷含量下降0.42%以上。当银以包裹体赋存于铅矿物中时,适当增加石灰用量,有利于铅与锌硫分离,改善分选指标。 相似文献