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1.
对安徽某铁硫铜多金属矿进行了矿石性质研究,铁硫铜嵌布关系复杂、嵌布粒度粗细不均。对原矿进行阶段磨矿,进行了磁选和浮选组合工艺试验,可获得铁品位66.08%、硫品位为0.148%、铁回收率为81.09%的铁精矿;硫品位为41.27%、硫回收率为75.08%的硫铜混合精矿。根据试验结果,推荐的试验流程为阶段磨矿-弱磁选-硫铜混浮-铁精矿脱硫选矿工艺流程。 相似文献
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对河南某铁、硫、铜多金属矿进行了选矿试验研究。根据该矿石的工艺矿物学特性,采用铜、硫优先浮选—浮选尾矿弱磁选的联合工艺,综合回收矿石中的铁、硫、铜。获得的铁精矿品位65.50%、回收率43.04%,硫精矿品位42.50%、回收率90.63%,铜精矿品位17.50%、回收率54.80%,并且铁精矿含铜和含硫分别为0.15%和0.25%,达到国家铁精矿粉矿二级品的质量标准。 相似文献
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以内蒙古某铜铅锌多金属矿为研究对象,对试样进行了工艺矿物学研究及选矿试验研究。矿石中矿物种类较多,矿物之间共生关系较复杂,其中,铅以细粒和微细粒嵌布在脉石中,易损失在尾矿中从而影响铅的回收率。采用全优先浮选的原则流程,考察了磨矿细度、药剂用量、p H值等工艺因素对分选指标的影响。研究结果表明:对于含铜0.67%、铅0.84%、锌4.24%的原矿,一段磨矿细度为-0.074 mm占85%,铜浮选作业采用“两次粗选-铜粗精矿再磨-三次精选-两次扫选”,铅浮选作业采用“一次粗选-三次精选-两次扫选”,锌浮选采用“一次粗选-三次精选-三次扫选”,全流程闭路试验分别得到铜精矿(含铜23.29%,铜回收率78.57%)、铅精矿(含铅54.58%,铅回收率57.18%)、锌精矿(含锌47.39%,锌回收率80.70%)和浮选尾矿。研究中采用了低毒、环保、专属化的药剂制度,为矿石的开发利用提供了合理的工艺流程及参数,实现了矿石多种有价金属元素的综合利用。 相似文献
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某复杂铜铅锌多金属矿选矿试验 总被引:1,自引:0,他引:1
针对某复杂铜铅锌多金属矿的性质特点,采用弱磁选脱硫-铜铅混浮-混合精矿铜铅分离-混浮尾矿选锌的原则流程对该矿石进行选矿试验研究。在矿石磨矿细度为-0.074 mm占90%的情况下,采用1次弱磁选选硫、1粗2精2扫铜铅混浮、1粗2精1扫铜铅分离、1粗3精2扫选锌、中矿顺序返回流程处理该矿石,最终获得了铜品位为24.79%、铜回收率为55.78%的铜精矿,铅品位为51.34%、铅回收率为83.55%的铅精矿,锌品位为45.63%、锌回收率为62.71%的锌精矿,硫品位为35.12%、硫回收率为80.08%的硫精矿。铜精矿含银229.53 g/t,铅精矿含银196.20 g/t,铜、铅精矿中银的总回收率为50.29%。 相似文献
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某铜铅锌多金属矿含铜0.38%、铅2.16%、锌2.72%,伴生银204.54g/t,在对其进行工艺矿物学基础上,研究采用“铜铅混浮—铜铅分离—尾矿选锌”工艺流程进行试验,最终获得含铜20.12%、回收率为73.21%、含银8622.97g/t的铜精矿,含铅56.12%、回收率为84.47%、含银1559.01g/t的铅精矿和含锌51.87%、锌回收率80.80 %的锌精矿。 相似文献
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对云南某锡铜多金属矿进行了原矿性质分析,该矿石锡、铜品位低,硫、铁、砷等含量高,属于难选矿。采用阶段磨矿、阶段选别的浮选—重选联合工艺流程,可以获得铜品位14.59%,回收率79.33%的铜精矿;锡品位为5.759%,回收率为64.64%的粗锡精矿以及硫品位为30.23%,回收率为68.55%的硫精矿,实现了矿产资源的综合利用。 相似文献
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乔吉波 《有色金属(选矿部分)》2012,(3):4-7
针对某复杂难选铜铅锌多金属矿样采用先选硫化矿后选氧化矿的原则流程,确定了"铜铅混浮—铜铅分离—再浮锌—选氧化铅"的浮选工艺,小型闭路试验可以获得含铜19.51%、铜回收率66.72%的铜精矿,含铅59.39%、铅回收率54.48%的硫化铅精矿,含锌40.98%、锌回收率64.29%的锌精矿,含铅44.78%、铅回收率21.22%的氧化铅精矿,实现了有价矿物铜铅锌矿的有效分离目标。 相似文献
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甘肃某铜铁矿在深部开采过程中,锌品位达到综合回收要求。为找到合适的铜锌选矿回收工艺流程,对其代表性矿样进行了选矿试验研究。试验结果表明,新的选矿工艺流程所得铜精矿含铜20.05%、铜回收率为88.19%,锌精矿含锌44.81%、锌回收率58.43%。研究结果为下一步工业化生产提供了技术保障。 相似文献
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云南河口铜矿石含Cu 0.59%、S 4.57%、Fe 26.98%,属伴生硫铁的低品位硫化铜矿石,铜、硫、铁在矿石中分别主要以黄铜矿、黄铁矿、磁铁矿形式存在,但有少部分黄铜矿与黄铁矿形成固熔体。采用铜硫混合浮选-铜硫分离浮选-浮选尾矿弱磁选工艺对该矿石进行综合回收铜、硫、铁的选矿试验,得到了铜品位为18.03%、铜回收率为93.07%的铜精矿,硫品位为52.02%、硫回收率为56.34%的硫精矿和铁品位为61.90%、铁回收率为27.38%的铁精矿,从而为该矿石的合理开发利用提供了技术依据。 相似文献
12.
试验用极贫铁矿石铁品位为13.90%,有害元素磷含量为0.86%,磁性铁占总铁的46.04%,主要以磁赤铁矿、磁铁矿形式存在,磁赤铁矿、磁铁矿以半自形变晶结构为主,嵌布粒度大于0.1 mm的超过75%,约有5%的磁赤铁矿的嵌布粒度小于0.05 mm。为确定该矿石的开发利用工艺,进行了选矿试验研究。结果表明,矿石采用3阶段磨选流程处理,在一段磨矿细度为-0.076 mm占38.5%、弱磁选磁场强度为115 kA/m,二段磨矿细度为-0.076 mm占74%、弱磁选磁场强度为115 kA/m,三段磨矿细度为-0.043 mm占92%、弱磁选磁场强度为115 kA/m的情况下,获得了铁品位为60.12%、铁回收率为40.22%的铁精矿,铁精矿硫、磷含量均较低,满足产品质量要求。 相似文献
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鞍山地区红铁矿选矿技术研究 总被引:2,自引:5,他引:2
按矿物组成、结构构造、矿物嵌布粒度、原矿品位对鞍山地区东鞍山铁矿石、齐大山铁矿石的资源特点进行了分析。介绍了鞍山地区过去应用和现在改进的连续磨矿、单一碱性正浮选工艺,阶段磨矿、重选-磁选-酸性正浮选工艺,焙烧-磁选工艺,连续磨矿、弱磁-强磁-阴离子反浮选工艺,阶段磨矿、粗细分级、重选-磁选-阴离子反浮选工艺,并分析了上述各个工艺流程的特点,对鞍山地区红铁矿下-步选矿技术进步提出建议。 相似文献
14.
选抛废粒度研究、阶段磨矿-阶段弱磁选和弱磁精反浮选脱硅试验研究。结果表明:湿式预选抛废可以显著提高入磨矿石品位、减少入磨量,采用2段磨矿、2段弱磁选不能获得铁品位和磷含量合格的铁精矿,弱磁精经1粗1精3扫反浮选脱磷,最终可获得铁品位为64.78%,铁回收率为68.01%,磷含量为0.139%的铁精矿。 相似文献
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目前国内部分铁矿采场都有一定量的排岩,有的采场排岩当做废石处理,而该废石亦含有部分可选性较好的磁性铁矿物,对国内某铁矿采场的排岩进行了阶段干选、干选精矿磨选试验研究,结果表明在干选抛弃大量的干选尾矿后,获得的干选精矿经过磨矿弱磁选试验获得了质量较好的铁精矿。 相似文献
16.
目前国内部分铁矿采场都有一定量的排岩,有的采场排岩当做废石处理,而该废石亦含有部分可选性较好的磁性铁矿物,对国内某铁矿采场的排岩进行了阶段干选、干选精矿磨选试验研究,结果表明在干选抛弃大量的干选尾矿后,获得的干选精矿经过磨矿弱磁选试验获得了质量较好的铁精矿。 相似文献
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安徽某高硫磁铁矿选矿试验 总被引:1,自引:0,他引:1
对安徽某高硫磁铁矿进行选矿试验研究,充分利用矿石性质差异,在条件试验的基础上,最终确定采用阶段磨矿-弱磁选-浮选工艺,获得的铁精矿TFe品位为66.07%、TFe回收率为73.68%、杂质硫含量为0.10%、硫精矿硫品位为37.67%、硫回收率为42.68%。通过筛分+弱磁组合工艺,能有效提前分选出单体解离较好的铁矿物,可降低2段入磨矿量65.28个百分点,节约成本效果显著。 相似文献