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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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试验研究了某氧化铅锌老尾矿的矿样性质,进行了一系列的浮选试验,浮选闭路试验获得铅品位23.16%、回收率41.41%的铅精矿和锌品位53.73%、回收率73.10%的锌精矿,锌精矿中铅含量仅为2.89%。 相似文献
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广东某铅锌矿铅锌分离试验研究 总被引:4,自引:3,他引:1
针对广东某难选铅锌矿石,采用阶段磨矿、优先浮铅的工艺流程,成功实现了铅、锌的分离,获得了铅品位和回收率分别为65.64%和73.13%的铅精矿及锌品位和回收率分别为55.69%和85.74%的锌精矿。 相似文献
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对含铅0.48% 、锌0.75%、银90.00 g/t的山西某铅锌银多金属矿进行了选矿试验研究。采用铅银混浮-锌浮选工艺,在磨矿细度-0.074 mm粒级占80%条件下,以水玻璃为调整剂、硫酸锌+亚硫酸钠为锌矿物抑制剂、BK906和BK903G为组合捕收剂、BK-201为起泡剂,优先选铅银,选铅银尾矿以石灰为调整剂、硫酸铜为活化剂、丁基黄药为捕收剂选锌,可获得铅品位27.54%、铅回收率76.47%、银品位5252.5 g/t、银回收率73.03%、锌品位3.87%的铅银混合精矿和锌品位54.96%、锌回收率71.00%、银品位359.6 g/t的锌精矿。 相似文献
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云南某复杂铅锌银硫化矿综合回收试验研究 总被引:6,自引:3,他引:3
根据云南某复杂铅锌银多金属硫化矿石的原矿性质进行浮选试验研究。采用石灰抑制含铁矿物,新型抑制剂YZN抑制锌,新型捕收剂BPB捕收铅;以硫酸铜作为选铅尾矿中锌矿物的活化剂,丁基黄药作为锌矿物捕收剂,可以实现铅锌的高效分离,同时将大部分伴生银富集到铅、锌精矿中。在开路试验的基础上进行了实验室小型闭路试验,获得铅精矿品位50.45%、铅回收率86.16%,锌精矿品位50.38%、锌回收率71.80%的选别指标,银在铅精矿中的品位及回收率分别为3062.33 g/t和60.63%,银在锌精矿中的品位及回收率分别为1 008.48 g/t和19.34%。 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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某铜铅锌多金属硫化矿各主要金属矿物嵌布粒度较细,共生关系密切,脉石矿物复杂,分离难度大。经过多种方案的试验与比较,采用"铜铅混浮—铜铅混合精矿分离—尾矿选锌"的工艺流程,最终获得的铜精矿铜品位17.89%、回收率76.91%,铅精矿铅品位53.42%、回收率87.42%,锌精矿锌品位55.72%、回收率84.13%,实现了铜铅锌的有效分离,获得了较为理想的选矿指标。 相似文献
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某铅锌矿含铅1.68%、锌11.50%、碳3.68%,属含碳铅锌硫化矿石。矿石中金属矿物主要是闪锌矿、方铅矿、黄铁矿和磁黄铁矿,脉石矿物以石英、正长石和白云母为主。矿石中的碳主要以游离碳和有机碳的形式存在,如何消除碳对铅锌浮选过程的影响已成为该资源开发利用的关键。根据该矿石性质,采用高效脱碳剂BK208实现了预先脱碳的目的,减少了碳对后续铅锌浮选的影响。通过“预先脱碳-铅锌顺序优先浮选-铅锌粗精矿再磨精选”的工艺流程,成功实现了铅锌的高效回收,闭路试验获得了铅品位59.65%、锌品位6.85%、铅回收率78.59%的铅精矿,以及锌品位48.69%、铅品位0.81%、锌回收率89.28%的锌精矿,取得了良好的浮选指标。在含碳铅锌硫化矿选矿过程中,消除碳质脉石对铅锌回收的不利影响,对提高选矿指标具有重要的意义。 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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湖南塔山-清水塘铅锌矿成矿地质特征及找矿远景分析 总被引:1,自引:0,他引:1
针对塔山-清水塘铅锌矿地质背景和地球物理化学特征,结合区域矿床地质特征、地质条件,初步提出了找矿标志及找矿远景. 相似文献
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磁化还原焙烧-弱磁选是处理难选赤褐铁矿的有效方法,而铅锌在高炉炼铁中是有害杂质,能严重影响高炉生产。针对含铅0.39%、含锌0.30%、全铁(TFe)47.04%的含铅锌难选赤褐铁矿,采用化学分析、岩矿鉴定、磁化还原焙烧等方法,通过查明铅锌杂质的矿物特征和赤褐铁矿的产出特性,探讨了磁化还原焙烧过程中在还原弱磁性铁矿物的同时铅锌杂质的脱除效果。结果表明:试样中赤褐铁矿为42.97%、磁性铁仅为1.89%;含铅杂质的90.3%为氧化铅和铅铁矾中的铅存在,含锌杂质的90.6%以氧化锌中的锌存在。显微特征表明:试样中赤褐铁矿的还原过程存在磁化焙烧、富氏体和深度还原3个过程;在铁矿物的磁化焙烧和富氏体温区,均可见铅锌杂质矿物,而深度还原阶段未见铅锌杂质矿物存在。当焙烧温度1200℃、还原剂C:O=2.25、焙烧时间为60 min时,弱磁选精矿铁品位89.63%,回收率达86.09%,且有害元素Pb、Zn的脱除率达98.97%、91.19%,为该类铁矿物的分选加工及同步脱铅锌杂质提供了新途径。 相似文献
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以铅锌冶炼废渣、尾矿为主要硅铝原料制备了地聚合物,首先对冶炼废渣和尾矿进行预粉磨,以提高其活性,再与复合激发剂水玻璃和脱硫石膏混合后粉磨,通过压制成型工艺制得地聚合物试样。实验结果表明:当水玻璃掺量为14%,脱硫石膏掺量为8%时,所制得的地聚合物胶凝材料3d、7d和28d龄期抗压强度均最高,分别达到24.67MPa、27.69MPa、32.81MPa。SEM、XRD和FT-IR分析表明:以铅锌冶炼废渣和尾矿制得的地聚合物,其微观结构致密性好,无定形的凝胶与未反应的原料颗粒界面黏结牢固,并有针状钙矾石穿插其中,从而有助于强度的提高。 相似文献
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以西北某废弃铅锌选矿厂为研究对象,分析场地土壤中Cu、Zn、Ni、As、Hg、Pb和Cd的含量变化及空间分布特征,对场地土壤进行健康风险评估,并通过主成分和相关性分析探究其来源途径。结果表明:Pb、As、Cd、Zn和Hg在场地土壤中均有不同程度超标,最大超标倍数分别为14.75、7.6、3.71、9.16和1.11,污染较严重的区域主要分布在生产车间、产品沉淀池、原料堆放区和产品堆放区,随着土壤深度的增加,超标重金属的含量均呈下降趋势。Cu、Zn、Ni、As、Pb和Cd的来源途径相同,可能与铅精粉和锌精粉的生产有关;Hg与其他重金属的来源途径无明显相关关系,可能是外来土壤造成的污染。根据场地健康风险评估结果,As、Pb和Cd超过了人体可接受风险水平,需尽快采取有效的修复手段和管控措施。 相似文献