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某大理岩型石墨矿,其大鳞片石墨含量较高,可选性较好。为了高效利用该石墨矿资源,进行了石墨矿鳞片保护浮选工艺研究。实验结果表明,在粗磨磨矿细度为-0.075mm占45%的条件下,粗精矿四次再磨四次精选后筛分分级出+0.15mm精矿,-0.15mm产品经4次再磨5次精选后获得-0.15mm精矿。+0.15mm精矿产品固定碳含量91.39%,回收率27.37%,-0.15mm精矿产品固定碳含量94.06%,回收率63.57%,合计精矿总定碳回收率90.94%,该工艺流程可以有效保护大鳞片石墨。 相似文献
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在石墨矿选矿工艺中,磨浮工艺对浮选结果有极其重大的影响,为了高效利用石墨矿资源,对黑龙江某石墨进行不同磨浮工艺的对比研究。研究结果表明,在粗磨磨矿细度为-0.15mm占60%的条件下,粗精矿三次再磨三次精选后筛分分级出+0.15mm精矿,-0.15mm产品经3次再磨5次精选后获得-0.15mm精矿。+0.15mm精矿产品固定碳含量91.50%,回收率37.60%;-0.15mm精矿产品固定碳含量92.05%,回收率57.13%,合计精矿总定碳回收率94.73%,相比常规流程,精矿预先分离工艺可以有效保护大鳞片石墨,提高资源利用率。 相似文献
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某天然鳞片石墨矿固定碳含量高,鳞片粒度大。为保护石墨大鳞片,进行了不同搅拌磨转速和再磨介质的开路试验,确定了选矿工艺流程和关键参数,最佳工艺参数下石墨精矿固定碳含量96.61%、固定碳回收率85.72%、精矿中+0.15 mm粒级产率62.76%。应用连续型XCF/KYF浮选机、GMJ立式搅拌磨,在1 t/d的中试线实现了选矿工艺的放大,并带矿连续运行,优化后中试试验的指标为:精矿固定碳含量96.84%、固定碳回收率80.53%、精矿中+0.15 mm粒级产率59.78%。研究为同类型大鳞片石墨选矿厂的工程化实施提供了借鉴和指导,有助于大鳞片石墨矿的系统性、科学化开发。 相似文献
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某原生鳞片石墨矿石固定碳含量为6.81%,大鳞片石墨(+100目)固定碳含量为9082%,占原矿的产率为317%,固定碳分布率为4228%。为确定该矿石的开发利用工艺,以棒磨机为磨矿设备,进行了开发利用工艺研究。结果表明,矿石经1粗8精1扫9阶段磨选流程处理,获得了固定碳含量为9037%、回收率为9740%的精矿;精矿中+100目固定碳含量达9409%,固定碳回收率为1092%,对照原矿中+100目大鳞片石墨固定碳分布率,可得出精矿+100目大鳞片保护率为2583%。 相似文献
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为更好开发利用低品位大鳞片石墨,针对内蒙古某低品位大鳞片石墨矿进行了选矿试验研究。在磨矿介质为棒磨、磨矿浓度60%、-0.15 mm 59.43%、浮选浓度23%、煤油105 g/t、2#油55 g/t、浮选时间3 min的粗选条件下,采用2段粗磨粗选、1段扫选、6段再磨7次精选、合格大鳞片石墨预先分级、中矿返回的闭路流程,获得固定碳为90.37%的+0.3 mm产品,固定碳含量为90.21%的-0.3+0.15 mm产品,+0.15 mm产品大鳞片综合保护率为74.36%。 相似文献
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国外某石墨矿固定碳含量为22.25%,但黏土含量高、嵌布粒度细,采用常规直接浮选回收率损失过高(12%)。工艺矿物学分析表明+0.074mm中石墨含量28%、高岭土含量20%,-0.020mm中石墨含量15%、高岭土含量55%。为提高石墨精矿回收率,根据工艺矿物学分析结果,采用预先分级浮选、粗精矿再磨再选、中矿返回的新工艺流程,可获得粒度分别为+0.3mm、-0.3+0.15mm和-0.15mm的三种精矿产品,固定碳含量分别为90.86%、96.53%和95.17%,精矿总回收率为94.00%,尾矿总回收率仅为6.00%,大大降低了尾矿中损失的回收率。 相似文献
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为提高大鳞片石墨保护率,针对马达加斯加某大鳞片石墨矿进行了选矿试验研究。在磨矿介质为钢棒、磨矿质量分数为60%,-0.15mm含量为68.73%,浮选质量分数33%,生石灰用量2000 g/t,煤油用量160 g/t,2#油用量60 g/t的粗选条件下,采用"2段粗磨粗选、5段再磨8次精选、合格大鳞片石墨预先分级、中矿返回"的闭路流程,获得固定碳质量分数为90.21%、保护率为69.19%的+0.3 mm产品,以及固定碳质量分数为92.48%、保护率为73.01%的0.15~0.3 mm产品。 相似文献
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针对四川省某细鳞片石墨矿,开展矿石性质研究,发现矿石中石墨含量为12.50%,其中+100目鳞片石墨仅占20.38%,石墨多呈条带状分布且层间夹杂有黑云母、石英等脉石矿物,不利于石墨单体解离与选矿富集。通过浮选磨矿细度、药剂用量、中矿处理及流程试验研究,确定原矿经过一段粗磨一段粗选、两段扫选、粗精矿经过七段再磨八段精选、中矿分批集中返回的工艺流程,最终获得石墨精矿固定碳品位91.10%、回收率92.01%。研究结果为细鳞片石墨矿的开发利用提供参考。 相似文献
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对内蒙古某鳞片石墨进行层压粉碎—分质分选试验研究,实现精矿产品的多元化。在工艺矿物学研究基础上,对原矿采用高压辊磨机超细碎后进行"一粗一精一扫"浮选抛尾。粗精矿经分质分级得到粗粒低碳、中粒高碳和细粒中碳三种中间产品。粗粒低碳产品和中粒高碳产品采用搅拌磨机进行再磨再选;细粒中碳产品采用棒磨机进行再磨再选。在最优条件下闭路试验最终精矿指标为:正目高碳产品固定碳含量94.52%,正目中碳产品固定碳含量91.34%,负目高碳产品固定碳含量94.38%,负目中碳产品固定碳含量91.21%;精矿总回收率为88.18%,精矿正目回收率为49.41%。该技术创新性的将鳞片保护思路从粗精矿再磨精选阶段延伸至低品位原矿的破碎与粗磨阶段,首次将高压辊磨机用于石墨矿山,采用该技术可实现该地区晶质石墨矿的精矿产品多元化,最大限度的提高其应用价值。 相似文献
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新疆某含石墨高钙型次生硫化铜矿石铜品位为1.95%,次生硫化铜占总铜的92.82%,主要铜矿物为斑铜矿、辉铜矿、蓝辉铜矿、铜蓝,其他金属矿物有黄铁矿等;脉石矿物以方解石、石英、云母、高岭石等为主,并含有少量片状石墨。铜矿物主要呈浸染状、团粒状、不连续脉状、细脉状产出,粒径主要为0.037~0.15 mm,与黄铁矿、石墨等脉石矿物嵌布关系密切。为了确定该矿石的合适开发利用工艺,进行了选矿试验研究。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占85%的情况下进行1粗3精2扫流程处理,获得了铜品位为23.83%、铜回收率为75.06%的铜精矿1;精选尾矿合并进行1粗2扫浮选,精选尾矿合并粗选的粗精矿再磨至-0.038 mm占97%后进行3次中矿精选,获得了铜品位为13.01%、铜回收率为14.08%的铜精矿2,综合铜精矿铜品位为21.07%、回收率为89.14%的铜精矿,较好地实现了铜矿物的分离回收。 相似文献
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云南某低品位难选铁锡矿中铁、锡品位分别为30.91%和0.23%,主要回收矿物为磁铁矿和锡石。为充分回收矿石中的有价组分,依据原矿性质,确定采用磁选选铁—浮选选硫—脱泥—锡石选别(重选+浮选)的工艺流程进行选矿试验研究。原矿经过1粗1精两段磁选可以获得铁品位60.69%、铁回收率78.63%的弱磁精矿。弱磁尾矿经过1粗1精2扫选硫后,选硫尾矿中硫品位降至0.46%,硫精矿锡作业回收率仅为6.88%。将浮硫尾矿筛分为+0.043 mm和-0.043 mm粒级样,+0.043 mm粒级样通过摇床能获得锡品位6.48%、锡作业回收率52.54%的摇床精矿产品; -0.043 mm粒级样经水析脱除-0.01 mm细泥后,以水杨羟肟酸+GZ为锡石捕收剂,2号油为起泡剂,闭路浮选最终可获得锡品位5.69%、锡作业回收率70.23%的锡精矿产品,尾矿中锡品位降至0.12%。全流程试验最终获得铁品位60.69%、铁回收率78.63%的磁铁精矿,锡品位5.92%、锡回收率31.93%的锡精矿,总尾矿中锡品位降至0.14%,实现了该铁锡矿资源的综合回收。 相似文献
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国外某沉积岩型硫氧混合铜矿石铜品位为2.96%,为确定该矿石的合理开发利用工艺,在工艺矿物学研究的基础上进行了选矿试验研究。结果表明:①矿石中的主要铜矿物有辉铜矿、赤铜矿、孔雀石、硅孔雀石,主要脉石矿物有石英、方解石、白云石;辉铜矿、赤铜矿的嵌布粒度一般在0.02~0.30 mm,孔雀石、硅孔雀石的嵌布粒度主要为0.02~1.20 mm;硫化铜占总铜的60.14%,氧化铜占39.86%。②原矿在磨矿细度为-0.074 mm占73.60%的情况下,先以丁基黄药+乙基黄药为组合捕收剂采用2粗2精1扫流程浮选硫化铜矿物,再以硫化钠为硫化剂、丁基黄药+烷基羟肟酸为捕收剂采用1粗3精2扫流程浮选氧化铜矿物,获得了Cu品位为46.92%、回收率为71.57%的硫化铜精矿和Cu品位为29.23%、回收率为16.08%的氧化铜精矿,总精矿Cu品位为42.17%、回收率为87.65%,选别指标较好。 相似文献