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煤系硫铁矿降碳提硫研究 总被引:1,自引:0,他引:1
Liao Zhou Xu Bin Yang Xiaozhong Ji Qingfeng Li Xianbo Liang Jingdong 廖舟 许彬 杨小中 吉庆锋 李先柏 梁经东 《金属矿山》2006,(8):34-36
针对煤系硫铁矿精矿含碳较高不利于焙烧制酸的问题,为了有效利用煤系硫铁矿,以云南某高碳煤系硫铁矿石为试验矿样进行了降碳提硫研究。试验结果表明,采用K-1药剂为新的选碳捕收剂,利用反浮选脱碳和选择性絮凝手段,可以有效降低硫精矿碳含量,同时提高硫精矿品位。试验采用反浮选-正浮选-选择性絮凝流程,得到了硫品位为37.19%、含碳量为3.64%的煤系硫铁矿精矿,硫同收率为87.37%。 相似文献
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为降低贵州某单一高碳硫铁矿中的碳含量,提高硫精矿的品位,保证硫精矿的回收率,进行了浮选提硫试验研究。在分析原矿性质的基础上,确定了"先抑硫浮碳,再活化提硫"的浮选流程。采用新型硫抑制剂BK510进行碳硫分离,对脱碳后的硫粗精矿进行活化,采用新型硫铁矿捕收剂BK303和起泡剂BK201进行提硫试验,在低药剂用量下,可取得良好的粗选效果。经浮选闭路试验,可获得硫品位40.22%、硫综合回收率81.57%、碳含量0.72%的优质硫铁矿精矿。 相似文献
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四川某高硫铜锌多金属矿石,硫高、铜高、锌低,有用矿物嵌布粒度细且不均匀,嵌布关系十分复杂,为易浮难分离的复杂多金属矿石。矿山附近选厂采用常规浮选法仅回收了矿石中的铜和硫,而锌因品位低,试验和生产技术指标差而终止了回收,造成资源的浪费。本研究对该矿石进行了详细的物质组成研究及浮选分离试验研究,最终确定采用优先浮铜,锌与易浮硫铁矿混合浮选,粗精矿再磨,锌硫分离,尾矿再浮硫的工艺流程,使铜、锌、硫得到了有效分离,获得了铜品位为22.04%,回收率为91.15%的铜精矿;锌品位为46.03%,回收率为60.39%的锌精矿;硫品位为37.02%,回收率为81.19%的硫精矿。 相似文献
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针对广东某磁铁矿石由于配矿不均等原因,经常出现的精矿铁品位不达标、杂志硫含量高等情况进行了提铁降硫选矿工艺试验研究.试验结果表明,采用阶段磨矿—阶段磁选—浮选降硫选矿工艺流程,最终精矿铁品位可达到66.08%、硫含量降为0.28%,铁精矿质量得到了有效提高. 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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从内蒙古某高硫铁尾矿中回收铁的研究 总被引:1,自引:0,他引:1
内蒙古某硫铁矿属以硫为主、伴生低品位铜锌的复杂硫化矿石,经浮选流程产生了铁品位为17.75%、硫含量为5.87%的高硫铁尾矿。针对此高硫铁尾矿进行了磁选、摇床、磁选-反浮选和直接还原焙烧-磁选等一系列提铁降硫的探索试验研究。结果表明,采用常规选矿方法很难达到理想的分选效果;而采用直接还原焙烧-磁选方法可获得铁品位为93.57%、硫含量为0.39%、对弱磁精矿的回收率为82.01%的直接还原铁产品,为有效提高资源综合利用率提供了新的途径。 相似文献
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为给新疆某低品位细粒磁铁矿的开发利用提供合理的选矿工艺,针对矿石性质的特点,进行了阶段磨矿、阶段弱磁选工艺和阶段磨矿、阶段弱磁选、阳离子反浮选工艺试验。结果表明:①采用3段磨矿、4次弱磁选的阶段磨选工艺流程处理该矿石,在三段磨矿细度为-0.038 mm占95.18%的情况下,可获得铁品位为66.48%、铁回收率为78.79%的铁精矿;采用2阶段磨矿弱磁选、弱磁精矿2阳离子反浮选、反浮选尾矿再磨—弱磁选抛尾后再返回反浮选的流程处理该矿石,在反浮选尾矿再磨细度为-0.038 mm占96.34%的情况下,可获得铁品位为69.76%、铁回收率为78.51%的铁精矿。②单一弱磁选流程虽然简洁,但弱磁选、阳离子反浮选联合流程在最后一段磨矿量(相对原矿)显著下降22.99个百分点的情况下,最终精矿铁品位却大幅提高3.28个百分点。 相似文献
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某低品位金矿石原矿含金1.68 g/t,砷0.43%、碳0.40%、硫3.20%,金以显微或次显微形式浸染于毒砂、黄铁矿、褐铁矿中,具有载金矿物粒度细、砷和碳含量高等特点,是典型的低品位含砷碳极难处理
金矿石,严重影响金的浮选指标。为回收利用矿石中的金,分别进行了直接全泥氰化浸出、重选、浮选三种方案对比试验研究。结果表明,直接全泥氰化浸出率仅5%,重选金精矿回收率不足10%,浮选可获得金品位
15.04 g/t、回收率77.13%的金精矿。由于浮选金精矿含砷、碳、硫有害元素均较高,浮选尾矿含金0.42 g/t,损失较高,因此试验采用焙烧预处理以脱除金精矿和尾矿中的有害元素,然后焙砂氰化浸出回收金。最终
试验采用浮选—金精矿焙烧氰化浸出—尾矿焙烧氰化浸出联合工艺,得到金总回收率70.66%的较好指标,有效地回收了矿石中的金。 相似文献
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以四川某低品位难选磷矿石为研究对象,采用化学分析、显微鉴定分析、X射线衍射分析、红外吸收光谱分析等手段进行了详细工艺矿物学研究。矿石矿物主要由胶态磷灰石、细晶白云石和石英三大部份组成,另含有少量黄铁矿、褐铁矿、水云母、炭质等。试样中P2O5、MgO、SiO2含量分别为17.54%、6.83%、18.36%,属于高镁中硅型低品位沉积磷块岩。研究结果表明,该磷矿石采用单一反浮选工艺无法获得合格的磷精矿产品,可以采用正-反浮选工艺或者X射线分选技术获得高品质磷精矿产品。 相似文献
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