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云南某难选氧化铅锌矿浮选试验研究 总被引:3,自引:2,他引:1
对云南某难选氧化铅锌矿进行了浮选试验研究,采用先硫后氧、先铅后锌流程,并在氧化锌浮选作业采用加温及使用氧锌灵作辅助捕收剂的不脱泥流程,取得了较好的技术指标:锌总回收率83.26%,其中硫化锌精矿锌品位50.38%、锌回收率16.69%,氧化锌精矿锌品位22.29%、锌回收率66.57%;铅总回收率56.37%,其中硫化铅精矿铅品位50.86%、铅回收率30.61%,氧化铅精矿铅品位49.15%、铅回收率25.76%。 相似文献
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该矿位于陕西南部,原矿锌品位2.77%,其中含碳13.10%,氧化锌占12%,采用预先脱碳、先硫后氧工艺硫程,获得硫化锌精矿品位56.15%、锌回收率85.56%,氧化锌精矿品位34.90%、锌回收率9.37%,锌的总回收率94.93%的较好指标。 相似文献
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铜锌硫化矿粗磨后混合浮选具有回收率高和成本低的优势,但混合精矿面临铜锌硫分离的难题。云南思茅地区的铜锌硫混合粗精矿,其细度为-74μm含量75%;Cu,2.56%;Zn,5.23%;S,37.21%。采用混合粗精矿再磨-分步降硫-铜锌分离工艺,研究了再磨细度、药剂用量等因素对铜、锌矿物和硫矿物分离效果的影响。当粗精矿再磨细度为-38μm含量90%时,闭路试验获得品位和回收率均较高的铜精矿、锌精矿和硫精矿产品,铜精矿含Cu 20.42%,Cu回收率82.47%;锌精矿含Zn 45.07%,Zn回收率83.88%;硫精矿含S 38.40%,S回收率81.78%。说明对混合精矿先分步脱硫,再铜锌分离可实现各矿物较彻底的分离。本研究可为混合粗精矿的高效浮选分离提供一定的参考。 相似文献
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某硫锌型深海多金属硫化物锌、硫品位分别为20.44%和36.6%,贵金属金、银分别为6.89g/t和141g/t。根据矿石性质,通过硫(自然硫)-锌的优先浮选工艺,先获得自然硫精矿,再获得锌精矿。闭路流程可获得硫品位70.36%、硫回收率23.09%、锌品位14.61%、锌回收率8.34%的自然硫精矿,以及锌品位49.90%、锌回收率85.56%的锌精矿。锌总回收率93.90%。对浮选尾矿进行氰化浸出,样品中的金、银元素选冶总回收率可分别达到83.3%和86.3%左右。 相似文献
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某高泥低品位铅锌银硫矿含Pb0.78%、Zn1.36%、Ag9.92g/t、S2.51%。在磨矿细度-0.074mm 65%条件下,采用铅优先浮选—锌硫混浮—锌硫分离选矿工艺流程处理该矿物,可分别获得铅品位63.62%、回收率88.41%的铅精矿,锌品位55.24%、回收率88.14%的锌精矿,硫品位39.78%、回收率61.15%的硫精矿,银主要富集于铅精矿中,银的回收率为53.98%。 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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对蒙古某铜锌尾矿中S、Fe的回收进行了试验研究,采用浮选-磁选结合的工艺流程,可获得硫铁精矿硫品位34.81%,硫回收率91.72%;铁品位49.65%,铁回收率77.65%;硫铁精矿经过焙烧等特殊处理后得铁精矿铁品位65.50%,达到了一级品要求. 相似文献
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某含细粒磁黄铁矿铁锌矿石选矿工艺研究 总被引:1,自引:0,他引:1
某铁锌矿石中可选矿回收的目的矿物为磁铁矿和闪锌矿,但部分闪锌矿中包裹有磁性较强、粒度较细的磁黄铁矿,处理不当易导致铁精矿中硫含量超标或影响锌精矿品位。为了给该矿石的开发提供技术支撑,对其进行了选矿工艺研究。结果表明:采用先浮选锌后弱磁选铁的原则流程,可以解决铁精矿硫超标问题;将锌粗精矿再磨至-400目占85%后再精选,可以保证锌精矿品位。试验最终获得了锌品位为48.74%、锌回收率为86.92%的锌精矿和铁品位为63.29%、铁回收率为90.58%、硫含量为0.29%的铁精矿。 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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对含铁37.32%、含锌1.55%的某铁锌矿进行了选矿工艺研究。采用先磁选后浮选工艺,实现了铁和锌的高效回收,可获得铁品位65.72%、含硫0.068%、含磷0.028%、铁回收率86.10%的铁精矿和锌品位52.90%、锌回收率88.85%的锌精矿。 相似文献
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针对某铜铅锌硫矿实际生产中存在的问题:铜浮选作业中有13.35%的铜损失在铜尾矿中;硫精矿含锌1.10%,杂质锌含量超标;锌精矿产品质量不合格(锌品位为18.38%),对铜浮选作业进行了多流程方案对比开路试验以及主要工艺条件的调整与优化,可获得铜精矿铜品位15.11%,铜回收率92.30%指标,较现场铜回收率提高了5.65%。采用抑锌浮硫工艺流程,可将现场硫精矿中锌品位由1.16%降至0.41%。对现场锌精矿采用不再磨、再磨工艺均显著提高了锌品位(锌品位最高可达48.71%),同时对该流程下浮选尾矿可作为单独的硫精矿产品进行回收。 相似文献
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某黄金冶炼厂氰化尾渣综合利用研究 总被引:3,自引:0,他引:3
研究了氰化提金的尾渣多元素回收利用技术和铜尾浮选出的硫精矿直接焙烧生成铁精粉等集成化技术,通过浮选试验和焙烧试验可以发现在合适的工艺条件下,可以达到氰化尾渣中有价多元素的有效回收和有望在工业中实现高品位的硫铁矿直接焙烧生成合格铁精粉,最终可获得含Pb品位为30.29%,回收率为70.12%的铅精矿,含Zn品位为 41.19%,回收率为74.93%的锌精矿,含铜7%的铜精矿和含硫40%~50%的硫精矿;在最佳的硫铁矿入炉品位、粒度、富氧程度下,可获得全铁品位65%以上的铁精粉,为黄金行业向清洁无废化方向发展提供了新的途径。 相似文献
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针对广西某低品位复杂铜锌多金属矿进行了选矿试验研究, 在磨矿细度-74 μm粒级占85%的情况下, 通过一粗三扫四精优先选铜、选铜尾矿一粗两扫三精选锌、选锌尾矿一粗两扫两精选硫砷、硫砷混合精矿一粗两扫两精再分离、中矿顺序返回的闭路试验流程, 获得铜精矿铜品位16.29%、铜回收率51.48%, 锌精矿锌品位45.61%、锌回收率72.15%, 硫精矿硫品位36.35%、砷品位0.67%、硫回收率46.09%, 砷精矿砷品位31.54%、砷回收率75.10%, 综合回收了矿石中的有价元素。 相似文献
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针对某地磁铁矿石含硫(339%)较高,磁选容易造成铁精矿含硫超标的问题,进行降硫选铁及综合回收伴生有价组分的选矿试验研究,最终推荐浮选—磁选联合工艺流程,获得了铜品位1330%、金品位425 g/t、银品位107 g/t,铜回收率5125%的合格铜精矿;硫品位2960%、硫回收率7974%的合格硫精矿;全铁品位6705%、硫含量016%、全铁回收率6200%的合格铁精矿;该工艺流程合理,浮选除硫可有效地降低铁精矿中的硫含量,并且综合回收了铜和硫,提高了该矿山的经济价值。 相似文献