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相似文献
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1.
某石英脉型微细粒嵌布低品位金矿石选矿试验   总被引:2,自引:0,他引:2  
为了给某石英脉型微细粒嵌布低品位金矿石的开发利用提供依据,根据矿石性质,采用浮选-浮选尾矿氰化浸出-浮选精矿焙烧后氰化浸出工艺流程进行了选矿试验。结果表明:浮选-尾矿氰化浸出可获得金品位为61.88 g/t、砷含量为4.21%、金回收率为77.57%的金精矿和作业金浸出率为75.85%、对原矿金回收率为17.02%的尾矿浸出液,两者的金回收率合计达到94.59%。金精矿经焙烧预处理,焙砂砷含量降到0.38%、金品位提高到88.40 g/t;焙砂氰化浸出的作业金浸出率达93.28%、对原矿金回收率为72.36%,金精矿焙砂和浮选尾矿氰化浸出的综合金回收率为89.38%。  相似文献   

2.
邓春虎  肖骏  祁忠旭 《矿冶》2015,24(6):24-29
针对某细粒嵌布锡铜锌多金属矿进行了浮选试验研究。原矿中可回收矿物锡石的嵌布粒度在0.037 mm以下,属于微细粒嵌布,原矿中黄铜矿、闪锌矿的嵌布状态为中细粒嵌布。微细粒嵌布的锡石重选效果较差,研究摒弃了常规的锡石硫化矿石的浮—重联合工艺,在合理的药剂制度下确定了磁选除铁—硫化矿浮选除硫—锡石浮选的全浮选流程,获得了良好的选矿指标。  相似文献   

3.
青海某微细粒嵌布磁铁矿选矿试验研究   总被引:3,自引:1,他引:2  
刘金长 《金属矿山》2009,39(6):52-55
为开发利用青海某微细粒嵌布磁铁矿,对其进行了选矿试验研究。试验结果表明:采用单一磁选工艺,即使将矿石细磨至-500目95%,也不能使精矿铁品位达到60%以上。而采用磁选-反浮选联合工艺,在最终磨矿细度为-400目80%时,可获得精矿品位为60.11%,铁回收率为60.20%的选别指标;在最终磨矿细度为-400目95%时,可获得精矿铁品位为67.42%,铁回收率为56.92%的选别指标。  相似文献   

4.
吴文红 《现代矿业》2013,29(3):98-100
某赤铁矿中脉石矿物以石英、钠长石为主,铁矿物及脉石矿物嵌布粒度偏细。实验室采用2段连续磨矿、1粗1扫2段强磁选-阴离子反浮选工艺流程处理该矿样,原矿品位30.43%,获得了最终精矿品位64.02%,精矿产率24.22%,综合尾矿品位19.69%,金属回收率50.96%的选别指标。  相似文献   

5.
甘肃某铁矿以磁铁矿石为主,在最终磨矿细度-0.038 mm为98.9%时,经三段磨矿五段弱磁选、反浮选可将铁品位提高至61.02%,SiO2含量11.25%,但铁回收率低,选矿成本高。采用弱磁—反浮选回收磁铁矿、弱磁尾矿强磁抛尾—直接还原—弱磁选的联合流程,铁精矿品位可达66.68%,回收率为69.92%。  相似文献   

6.
丫他微细粒浸染型金矿石嵌布粒度细微,以包裹金为主,给选别造成严重困难.通过采用两段磨矿溢流控制分级、不脱泥强化浮选、一次粗选三次扫选四次精选的磨浮流程,扩大试验得到品位38.00 g/t、回收率86.8%的较好指标,为矿山建设提供了依据.  相似文献   

7.
某微细嵌布铜矿的选矿试验研究   总被引:2,自引:0,他引:2  
针对陕西某微细粒嵌布铜矿的矿石性质,进行了磨矿细度、捕收剂、调整剂、浮选精矿再磨等研究。结果表明:采用磨矿-优先选铜-铜粗精矿再磨-铜精选-铜扫选尾矿选硫工艺,可获得铜精矿品位Cu16.94%,铜回收率80.89%;硫精矿品位S 36.77%,硫回收率78.85%的选别指标。  相似文献   

8.
甘肃某微细粒浸染型难处理金矿选矿试验研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
对甘肃某微细粒浸染型难处理金矿进行了选矿试验研究, 结果表明, 采用阶段磨矿-阶段浮选-尾矿氰化浸金的工艺流程, 可以获得浮选精矿Au品位45.01g/t、回收率82.79%、金总回收率为92.92 %的较好指标。  相似文献   

9.
某微细粒嵌布银矿含银179 g/t,通过工艺矿物学研究,查明了银元素在该类矿石中的分布及其赋存状态、含银矿物的粒度分布、嵌布特性。研究表明,该银矿中的银绝大部分以独立矿物形式存在。银的独立矿物有自然银、辉银矿、硫铁银矿三种,分别占总银的76.60%、12.10%、1.00%,共计89.70%。从工艺矿物学方面论证该银矿的矿石利用问题,并对提高选矿理论指标进行探讨。  相似文献   

10.
云南某银矿选矿试验研究   总被引:2,自引:0,他引:2  
分析了云南某银矿的主要矿物组成,针对该矿石含银矿物种类多、氧化程度高的特点进行了大量试验,最终采用浮选一尾矿氰化联合流程。为提高银精矿回收率,浮选过程采用联合用药,加入捕收剂B,使银的回收率提高了近9%。氰化过程加入助浸剂D+助浸剂C,使银的浸出率提高了近30%。最终指标为浮选银精矿产率2.57%,银品位4541.63g/t,银的回收率67.43%;浮选尾矿氰化作业的浸出率69.18%,对原矿回收率22.53%,总回收率为89.96%。  相似文献   

11.
云南某微细粒嵌布赤铁矿选矿工艺研究   总被引:2,自引:0,他引:2  
刘水红 《金属矿山》2009,39(8):35-38
云南某赤铁矿矿石中铁矿物嵌布粒度微细,生产上采用磁选、重选工艺,只能获得铁品位为57%左右的铁精矿,不能满足铁精矿品位大于62%的球团生产要求。为此,对该矿石进行了提高精矿品位的选矿试验。试验采用阶段磨矿-阶段强磁选-反浮选联合工艺流程,在-0.038 mm占86%的最终磨矿细度下,获得了铁品位为62.20%,铁回收率为56.36%的铁精矿。  相似文献   

12.
甘肃某微细粒嵌布磁铁矿选矿试验研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
甘肃某铁矿虽然以磁铁矿为主,但由于磁铁矿嵌布粒度微细,磁铁矿单体解离度很低。单一磁选流程磨矿粒度-400目含量达85%,精选后精矿品位57%左右,精矿品位不达标。在原矿经过粗碎干选后,入选品位达到32.28%,经过磁选-重选联合流程,磨矿粒度-300目含量达85%,最高可获得铁精矿品位66.16%,产率32.45%,回收率71.69%的较好指标。  相似文献   

13.
某多金属矿含铜0.38%、锌4.96%和铁23.34%,其中主要矿物黄铜矿和闪锌矿嵌布粒度较细,呈稠密浸染分布.为了高效回收矿石中的有用矿物,开展了系统的选矿试验研究.结合矿石性质和硫化矿物的自然可浮性,确定了铜优先浮选-锌硫混合浮选再分离-浮选尾矿磁选回收磁铁矿的原则工艺流程.闭路试验可获得品位21.92%和回收率6...  相似文献   

14.
吴凡  房鑫  储鸿飞 《现代矿业》2023,(9):218-221
山西某微细粒嵌布磁铁矿为了获得高品位的铁精矿,提高铁矿资源的有效利用,针对该微细粒嵌布磁铁矿无法高效磨矿使矿物充分解离的问题,采用马鞍山市天工科技股份有限公司自主研发的TGTM系列塔磨机进行了细磨试验研究。试验结果表明:采用阶段磨矿阶段磁选工艺,当磨矿细度为-0.038 mm97.1%时,可获得产率72.56%、全铁品位66.05%、全铁回收率90.76%的铁精矿;工业应用实践表明,采用TGTM630塔磨机作为细磨设备,最终获得了铁品位约66.5%的铁精矿,表明TGTM系列塔磨机可在微细粒嵌布磁铁矿中应用推广。  相似文献   

15.
高碳微细粒复杂金矿石选矿工艺研究   总被引:2,自引:2,他引:0  
原矿含有大量有机碳,金赋存状态复杂,属低品位原生金矿石。本选矿工艺采用优先浮碳,消除有害元素再选金,浮选尾矿氰化浸出的工艺流程,使难选金避免走原矿焙烧浸出的高投资、高成本运营的选矿工艺流程,综合回收率86.67%。  相似文献   

16.
某低品位细粒嵌布硫化铜矿选矿工艺研究   总被引:1,自引:1,他引:1  
对某低品位铜矿石进行了选矿试验研究。针对铜矿物细粒嵌布特点,开展了细磨及细粒浮选工艺条件试验研究,采用HD-2为脉石抑制剂、KMY-2为铜捕收剂,经铜硫混浮-再磨-铜硫分离小型闭路试验,获得了铜品位23.32%、铜回收率78.45%的铜精矿。  相似文献   

17.
高硫金细粒嵌布硫化矿金矿石选冶工艺的探讨   总被引:3,自引:0,他引:3  
刘江 《矿冶工程》1994,14(3):45-46
本文结合小型试验研究结果, 对高硫金细粒嵌市硫化矿金矿石选冶工艺进行了探讨。处理该类型金矿石比较适用的生产工艺是: 混合浮选-混精氰化浸出-氰渣硫酸化焙烧制酸-硫酸渣氰化浸出。  相似文献   

18.
某银矿中银的选矿试验研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
某银矿石中的银矿物嵌布粒度非常细,含锰高,增加了矿石中银的回收难度。采用直接浮选或氰化流程,银的回收效果不好。试验采用除锰后浮选、粗选和扫选精矿及氰化流程,在适宜条件下,获得了浮选、氰化银总回收率81.77%的技术指标;采用除锰后直接氰化流程,在适宜条件下,获得了氰化浸出率91.38%的较好指标。同时,矿石中的金也可得到综合回收和利用。  相似文献   

19.
在对新疆某铜品位为0.52%、钼品位为0.028%的细粒嵌布铜矿石进行矿石性质分析的基础上,进行了浮选工艺条件研究。研究结果表明,该铜矿石在磨矿细度为-0.074 mm占90.60%的条件下,以丁基黄药与Z-200为组合捕收剂(质量比为1∶4),采用1粗3精2扫、中矿顺序返回的闭路流程处理,可以获得铜品位为20.52%、铜回收率为92.54%、含钼0.95%、钼回收率为78.04%的铜钼混合精矿。  相似文献   

20.
高杨  张家琪  胡志刚 《现代矿业》2016,32(9):113-115
为合理高效回收某含砷微细粒金矿石,在对原矿性质研究的基础上进行了提金工艺研究。试验采用浮选-常温常压碱性氧化预处理-氰化浸出联合工艺处理该矿石,获得了浮选金品位为63.8 g/t、金回收率为92.08%的金精矿,处理后的精矿金氰化浸出率达到88.56%,选冶总回收率达到81.55%,实现了金的有效浸出。  相似文献   

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