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云南某硫化铅锌矿石铅品位为 0.85%,锌品位为 2.76%,并伴生有金、银等贵重金属。针对一般硫化铅锌矿浮选中需要加入大量石灰,不利于贵重金属回收的特点,开发了自然 pH 下硫化铅锌矿浮选分离技术,用漂白粉和过硫酸钠代替石灰作用,进行了铅的浮选回收试验。结果表明:在磨矿细度为-0.074 mm 占 85%,以 Z200+乙硫氮为捕收剂,漂白粉+过硫酸钠为抑制剂,经过 1 粗 2 精 2 扫流程铅锌混浮,铅锌精矿以硫酸锌+亚硫酸钠为抑制剂,以 Z200+乙硫氮为捕收剂,经 1 粗 2 精 2 扫流程选铅,选铅尾矿经 1 粗 2 精 2 扫选锌,最终获得铅品位 51.26%、铅回收率 82.02% 的铅精矿,锌品位 46.21%、锌回收率 70.65% 的锌精矿,实现了原矿中有用金属的高效回收率。与使用石灰为抑制剂相比,漂白粉+过硫酸钠复配选别指标更好。 相似文献
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云南某低品位铅锌矿铅锌分离试验研究 总被引:1,自引:0,他引:1
云南某低品位铅锌矿嵌布粒度细,铅锌分离困难。为了综合利用资源,对其进行了详细的选矿试验研究。确定采用一段磨矿(-0.074 mm占75%)、优先浮铅的选矿工艺,通过添加组合抑制剂使铅锌矿物有效分离,最终获得了铅品位和回收率分别为55.38%和90.56%的铅精矿及锌品位和回收率分别为50.23%和91.31%的锌精矿。实现了铅锌的高效分离,试验指标优良。 相似文献
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云南某高硫高铁铅锌矿含铅5.80%,含锌18.90%,含硫36.40%,属于复杂难选硫化矿,其中伴生贵金属银含量达80g/t。矿石中主要金属矿物为方铅矿、闪锌矿、黄铁矿等。通过对铅锌多金属硫化矿的浮选分离研究,采用"铅硫混合浮选—铅硫分离—尾矿再选锌"的浮选工艺流程,在磨矿细度为-74μm占70%时,优化药剂条件与添加方式,获得良好的分选指标。获得了铅精矿铅品位58.37%,铅回收率86.02%,锌精矿锌品位为50.25%,锌回收率为94.38%,铅精矿含银430.9g/t,银回收率为44.84%,有价元素得到了有效回收。 相似文献
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针对某难选硫化铅锌矿矿物之间及与脉石之间呈粗中细不均匀嵌布不易单体解离、矿石中的碳质及次生矿泥严重干扰浮选过程且油药耗量大、矿石中的硫铁矿易浮影响锌精矿品位的提高等问题,进行了优先浮选-锌中矿集中再磨工艺流程试验。试验最终获得了铅精矿品位为65.81%、含锌3.31%、铅回收率为77.21%,锌精矿品位为52.96%、含铅0.99%、锌回收率为90.43%的较好的铅、锌精矿指标。 相似文献
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青海某低品位硫化铅锌矿中Pb品位3.04%、Zn 品位1.61%,主要金属矿物为方铅矿、闪锌矿、黄铁矿,脉石矿物主要是石英、高岭石、方解石等。有价矿物之间嵌布关系复杂,磁黄铁矿含量偏高,浮选分离难度较大。本试验采用铅、锌顺序优先浮选流程,磨矿细度-0.074mm占70%,用ZnSO4抑制锌、乙黄药作为捕收剂优选浮铅,铅浮选尾矿加入CuSO4活化、丁黄药作为捕收剂再浮锌,铅、锌粗精矿分别经过二次精选提质,最终得到铅精矿含Pb 56.76%、铅回收率为95.73%;锌精矿含Zn 30.72%、锌回收率为82.54%。 相似文献
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为高效开发利用东北某低品位含银铅锌矿,解决现场分选工艺中存在铅锌精矿铅锌互含较高,伴生金属银回收率较低,且废水难于直接回用的难题,在工艺矿物学研究基础上,开展了铅锌低碱浮选试验研究,通过铅锌浮选条件试验确定适宜的选矿工艺流程及药剂制度。结果表明:针对含铅1.33%、锌2.51%、银19.5 g/t的原矿,采用铅锌优先浮选流程,在磨矿细度为-0.074 mm占75.42%情况下,以碳酸钠为p H调整剂、硫酸锌和亚硫酸钠为抑制剂、苯胺黑药+丁铵黑药为捕收剂,经“1粗3精2扫”选铅,清水闭路试验,得到含铅57.52%、含锌4.84%、含银585.40 g/t、铅回收率85.38%、银回收率57.63%的铅精矿;选铅尾矿以硫酸铜为活化剂、石灰为抑制剂、苯胺黑药+丁胺黑药为捕收剂,经“1粗2精2扫”选锌,获得了含锌51.85%、含铅1.38%、含银52.20 g/t、锌回收率90.71%、银回收率11.65%的锌精矿。回水条件下铅锌指标与清水时各项指标相当。试验通过在铅锌浮选中采用苯胺黑药+丁铵黑药做铅锌矿物捕收剂,使常规抑制剂能够代替石灰或减少石灰用量,从而实现硫化铅锌矿的低碱度分选,并使矿石... 相似文献
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云南某含金铜矿石铜品位1.06%、金品位0.38 g/t、硫品位3.56%。为在回收铜的同时可以综合回收金等贵金属,在自然pH条件下进行浮选试验。结果显示:新型环保抑制剂D82在有效抑制黄铁矿的同时,还可以提高金的回收指标;在磨矿细度为-0.074 mm占75.5%条件下,以D82为抑制剂、Z-200为捕收剂,经1粗2精2扫铜浮选,浮铜尾矿以硫酸铜为活化剂、丁基黄药为捕收剂,经1粗1精1扫选硫,闭路试验得到的铜精矿铜品位46.83%、金品位14.22 g/t、铜回收率93.22%、金回收率78.96%,硫精矿硫品位58.69%、回收率75.18%。以D82为抑制剂可以在自然pH条件下实现抑硫浮铜,对伴生贵金属的硫化矿浮选具有借鉴价值。 相似文献
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针对云南某硫化铅锌矿,方铅矿嵌布粒度细、黄铁矿含量高的特点,进行了工艺矿物学与浮选回收技术研究。采用铅硫混浮-混合粗精矿再磨-铅硫分选-锌硫分选选矿回收工艺,基于全流程主要条件试验确定最佳工艺技术条件。实验室全流程闭路试验获得了Pb品位65.52%,Pb回收率87.51%,含锌3.89%的铅精矿;锌1,锌2合计Zn品位54.74%,Zn回收率95.02%的锌精矿及Fe品位42.02%,Fe回收率78.26%硫精矿。目的矿物方铅矿、闪锌矿和黄铁矿均得到良好回收。 相似文献
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新疆某低品位铅锌矿选矿试验研究 总被引:1,自引:1,他引:0
新疆某铅锌矿铅锌含量较低,为了综合利用资源,采用优先浮选流程进行选矿试验研究,闭路试验获得了含铅63.10%、含锌4.82%、铅回收率78.43%的铅精矿和含锌50.43%、含铅1.03%、锌回收率86.49%的锌精矿。 相似文献
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某伴生金硫化铅锌矿浮选试验研究 总被引:3,自引:1,他引:3
云南伴生金硫化铅锌矿,其有用矿物嵌布关系复杂,不同种类矿石之间相互侵蚀包含,造成了浮选过程中有价金属富集困难,试验针对其特殊的矿物组成和矿石结构特征,开发出金铅硫混合浮选—金铅与硫砷分离—浮锌的工艺流程,采用金的高效活化剂SA及组合捕收剂DA-1、丁基黄药和乙基黄药进行金铅硫混合浮选,然后采用CaO在高碱度下进行金砷分离。在其原矿含金4.2 g/t、铅1.09%、锌0.42%的条件下,得到含金157.29 g/t、铅55.84%的混合含金铅精矿和含金33.58 g/t的硫砷精矿、含锌44.01%锌精矿,其中金、铅和锌的回收率分别为90.03%、86.58%和80.65%的良好选矿指标。本研究为同类型复杂含金硫化矿浮选提供了有用借鉴。 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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云南某低品位铜镍硫化矿浮选试验 总被引:1,自引:0,他引:1
为给云南某低品位铜镍硫化矿石资源的开发利用提供依据,对该矿石进行了工艺矿物学研究和选矿试验。结果表明:①矿石中的主要有用元素为铜、镍,主要有用矿物为黄铜矿、镍黄铁矿、紫硫镍矿、含镍磁黄铁矿,铜镍主要以硫化物形式存在,分别占总铜、总镍的84.09%和85.96%,铜镍紧密共生,分离难度较大,宜采用混浮工艺回收铜镍;②矿石适宜的磨矿细度为-200目占80%,铜镍混浮粗选pH调整剂Na2CO3、脉石矿物抑制剂CMC、镍矿物活化剂CuSO4、捕收剂丁基黄药+硫氨酯适宜的用量分别为800、400、200、90+30 g/t;③采用1次粗选、3次扫选、扫精1扫精选、扫精选精矿与粗精矿合并1次精选、中矿顺序返回闭路流程处理该矿石,最终获得了铜镍品位分别为6.02%和3.97%、铜镍回收率分别为83.05%和84.55%的铜镍混合精矿。 相似文献