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浮选分级—抑制及再活化硫化矿混合精矿的分离浮选研究 总被引:1,自引:0,他引:1
对从苏州高岭土尾矿中用浮选法得到的硫化矿混合精矿进行了硫及铅锌混合精矿的分离浮选试验研究。在不磨矿的条件下,采用浮选分级-抑制及再活化浮选方法获得了铅、锌品位分别为19.95%、30.1%,回收率分别为82.00%、81.29%的铅锌混合精矿和硫品位和回收率分别为52.49%、75.5%的硫精矿。 相似文献
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为分离某硫铁矿尾矿经弱磁选后所得精矿中主要以磁铁矿和磁黄铁矿形式存在的铁和硫,使该资源得到利用,对其进行了再选试验。试验结果表明,采用浮选-弱磁选-焙烧工艺可达到分离目的:原磁选精矿经浮选后,可获得硫品位为31.08%、硫回收率为82.91%的硫精矿;浮选尾矿经弱磁选和焙烧后,可获得铁品位为62.61%、硫含量为0.21%、SiO2含量为3.87%、对原磁选精矿铁回收率为31.03%的铁精矿。将所得硫精矿模拟制酸焙烧后对烧渣进行检测,烧渣铁品位为61.08%、硫含量为0.23%、SiO2含量为5.09%,可直接作为铁精矿利用。 相似文献
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从硫铁矿烧渣中回收铁精矿,可实现废弃硫铁矿烧渣的再利用。试验采用磁选法回收铁,采用浮选法去除铁精矿中的硫,重点研究了采用浮选法脱除烧渣中硫的可行性。实验用烧渣含铁50.12%,含硫1.48%,经磁选后,获得含铁65.44%、含硫0.96%的铁精矿。浮选脱硫实验的结果表明:一次浮选pH为5.5,二次浮选pH为9.5,矿浆浓度20%~30%,磨矿细度-0.074 mm含量在80%左右的条件下,脱硫效果较好;浮选温度对脱硫效果的影响小,一般可取为常温。通过磁选法获得铁精矿后,再用浮选法脱除铁精矿中的硫,可获得含铁65.35%、含硫0.39%的铁精矿。 相似文献
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在工艺矿物学研究基础上,对某含银铜硫矿石进行了优先浮选与混合浮选工艺试验研究,经条件试验,确定了药剂制度并进行了实验室小型浮选闭路试验。试验结果显示,在磨矿细度-74μm占90%条件下,采用铜硫优先浮选工艺,经一次粗选两次精选两次扫选铜,可获得铜品位为20.17%、回收率为98.41%、银品位为277.9g/t、回收率为92.38%的铜精矿;经一次粗选两次精选两次扫选硫,获得硫品位37.11%、硫回收率43.76%的硫精矿。在磨矿细度-74μm占80%条件下,采用铜硫混合浮选工艺,经一次粗选三次精选两次扫选获得铜硫精矿,再经一次粗选一次精选一次扫选实现铜硫分离,铜精矿铜品位为20.03%、回收率为93.37%、银品位为259.5g/t、回收率为82.41%;硫精矿硫品位32.34%、硫回收率26.01%。优先浮选精矿铜、银品位及回收率高于混合浮选工艺,且优先浮选工艺过程稳定可靠,药剂制度简单,适合生产,对类似的含银铜硫矿石工艺流程的选择具有重要参考价值。 相似文献
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对某含银铜硫矿石进行了优先浮选与混合浮选工艺试验研究。结果显示,在磨矿细度-0.074mm占90%条件下,采用"一次粗选—两次精选—两次扫选"的优先浮铜工艺,可获得铜品位20.17%、回收率98.41%,银品位277.9g/t、回收率92.38%的铜精矿;经"一次粗选—两次精选—两次扫选"选硫,获得硫品位37.11%、硫回收率43.76%的硫精矿。在磨矿细度-0.074mm占80%条件下,采用"一次粗选—三次精选—两次扫选"的铜硫混合浮选和"一次粗选-一次精选-一次扫选"铜硫分离工艺,获得铜品位20.03%、回收率93.37%,银品位259.5g/t、回收率82.41%的铜精矿;硫精矿硫品位32.34%、硫回收率26.01%。优先浮选精矿铜、银品位及回收率均高于混合选浮工艺,且优先浮选工艺过程稳定可靠,药剂制度简单,适合生产,对类似含银铜硫矿石工艺流程的选择具有重要参考价值。 相似文献
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铜陵有色某选矿厂硫矿物以黄铁矿和磁黄铁矿为主,现场硫粗精矿经再选后,硫精矿全硫加全铁含量难以达到90%的目标要求,硫精矿经烧酸后所得红粉铁品位低,附加值不高,严重影响企业经济效益。为了实现硫精矿的提质降杂,根据黄铁矿可浮性较好,磁黄铁矿可浮性较差且具有弱磁性等性质特点,在试验室采用分步浮选工艺,即优先回收可浮性较好的黄铁矿,浮尾强磁—浮选回收磁黄铁矿的流程,实现了对黄铁矿和磁黄铁矿的高效回收。为进一步验证分步浮选工艺流程的合理性,在现场分出一部分硫粗精矿矿浆进行了连选试验,连选试验获得的总硫精矿含硫46.31%,全硫加全铁含量为91.60%,硫作业回收率为80.28%;连选试验现场硫精矿含硫39.67%,全硫加全铁含量为80.52%,硫作业回收率为73.94%。连选试验所得硫精矿全硫加全铁含量较现场高11.08个百分点,硫回收率较现场高6.34个百分点。连选试验结果为现场硫粗精矿再选工艺改造提供了技术及理论依据。 相似文献
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针对某地磁铁矿石含硫(339%)较高,磁选容易造成铁精矿含硫超标的问题,进行降硫选铁及综合回收伴生有价组分的选矿试验研究,最终推荐浮选—磁选联合工艺流程,获得了铜品位1330%、金品位425 g/t、银品位107 g/t,铜回收率5125%的合格铜精矿;硫品位2960%、硫回收率7974%的合格硫精矿;全铁品位6705%、硫含量016%、全铁回收率6200%的合格铁精矿;该工艺流程合理,浮选除硫可有效地降低铁精矿中的硫含量,并且综合回收了铜和硫,提高了该矿山的经济价值。 相似文献
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为开发利用某多金属矿山选矿厂重选中矿中的铜铋硫铁等有价元素,对参照现场选矿工艺制备出的重选中矿试样进行了选矿试验。结果表明:试样经过铜、铋、硫混浮,混浮精矿摇床重选选铋,选铋尾矿抑硫浮铜,混浮尾矿弱磁选选铁流程处理,获得了铋品位为41.59%、回收率为29.13%的铋精矿,铜品位为21.03%、回收率为66.31%的铜精矿,硫品位为42.87%、回收率为90.25%的硫精矿,以及铁品位为68.06%、回收率为21.11%的铁精矿。各精矿产品指标较好,因此,铜铋硫混浮-摇床重选选铋-抑硫浮铜铜硫分离-弱磁选选铁工艺是该中矿高效开发利用的合理工艺。 相似文献
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安徽某低铜高硫磁铁矿石属嵌布关系复杂的多金属矿石。为了开发利用该矿石,采用优先选铜—活化浮硫—弱磁选选铁—铁精矿反浮选脱硫原则流程进行了选矿试验。结果表明,铁品位为46.62%、铜品位为0.32%、硫品位为20.56%的矿石采用1粗2精1扫浮铜、1粗1精2扫浮硫、1次弱磁选铁、弱磁选铁精矿1粗1精反浮选脱硫流程处理,最终获得了铜品位为17.09%、回收率为78.64%的铜精矿,铁品位为67.35%、回收率为41.16%、含硫0.28%的铁精矿,以及硫品位为43.69%、回收率为88.79%的硫精矿。该试验结论可作为选矿厂设计的依据。 相似文献
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某选铁尾矿中的有用矿物主要为黄铁矿、闪锌矿和辉钼矿,主要脉石矿物有石榴石、石英、方解石等。为高效回收其中的有用矿物,实现资源的高效利用,进行了选矿试验研究。结果表明,锌、钼、硫含量分别为0.86%、0.023%、10.09%的试样采用1粗3精3扫锌钼硫混浮、1粗4精1扫抑硫浮锌钼流程处理,最终获得了锌、钼品位分别为41.53%、0.797%,锌、钼回收率分别为92.87%、67.26%的锌钼混合精矿,以及硫品位为51.75%、回收率为91.51%的硫精矿,实现了有用矿物的充分回收。 相似文献
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为综合回收攀钢矿业有限公司生产的钒钛铁精矿中的硫和钴,在工艺矿物学分析的基础上,采用磨矿磁选和浮选的方法进行了浮选条件试验、开路流程试验和全流程试验。试验结果表明:采用磨矿弱磁选-脱磁-浮硫1粗1扫3精的开路流程,可获得全铁品位为56.02%、硫品位为30.02%、钴品位为0.30%、硫回收率为16.411%、钴回收率为6.15%的硫钴精矿;脱硫后的铁精矿全铁品位为55.69%、硫品位为0.284%;推荐工业试验流程为分级磨矿-弱磁选后脱磁-浮硫1粗2扫3精的闭路浮选工艺。 相似文献
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根据某复杂难选铜硫矿的矿石特征可知,该矿中氧化铜和可溶性铜盐含量较高,并经过测定浮选矿浆中含有大量的铜离子,致使铜硫分离更加困难。针对该矿石特点,确定的试验流程为优先浮选铜工艺,并通过条件试验确定了合理的工艺条件,有效的解决了该矿石浮选过程中大量铜离子致使铜硫难以分离的问题。在磨矿细度为-0.074 mm占75%条件下,采用石灰加硫化钠的组合抑制剂,经过优先浮铜,原浆选硫的铜硫分离浮选工艺流程,可以获得铜品位为16.21%,回收率84.21%的铜精矿,硫品位45.14%,回收率82.11%的硫精矿。 相似文献