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某低品位铬矿石选矿试验 总被引:1,自引:0,他引:1
在重液分离和强磁选探索试验的基础上,按重选方案对某Cr2O3含量在14%左右的低品位铬矿石进行了多个流程的选矿试验,结果表明,将原矿磨至-0.076 mm占50%后分成+0.076 mm和-0.076 mm两个粒级进行摇床重选,可取得精矿Cr2O3品位为45.64%、Cr2O3回收率为67.99%的较好指标,从而为该低品位铬矿资源的合理开发提供了依据。 相似文献
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某硫化铅锌矿石含铅、锌分别为2.25%、1.96%,伴生银含量为13.20g/t,主要铅锌矿物为方铅矿、闪锌矿,它们的共生关系密切、嵌布关系复杂。为高效综合回收利用该资源,进行了选矿试验研究。结果表明,采用优先浮铅再浮锌的流程,在原矿磨矿细度-74μm占65.00%,以石灰为矿浆pH调整剂、硫酸锌为抑制剂、乙硫氮为捕收剂,经一次粗选、二次扫选—铅粗精矿再磨至-37μm占82.70%后二次精选选铅,选铅尾矿以石灰为矿浆pH调整剂、硫酸铜为活化剂、丁基黄药为捕收剂,经一次粗选、二次扫选及二次精选选锌,获得了铅品位66.43%、银品位309.71g/t、铅回收率95.97%、银回收率74.87%的铅精矿,以及锌品位53.35%、锌回收率90.35%的锌精矿。 相似文献
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蒙古国某低品位稀土矿石REO含量为1.50%,矿石中稀土矿物主要以类质同象形式赋存于磷灰石中,粒度一般为0.005~0.20 mm,矿物结构多为粒状、板状、柱状或片状,采用常规稀土浮选药剂浮选难以获得较好的浮选指标。通过浮选稀土载体矿物磷灰石进而实现稀土浮选的工艺,在磨矿细度-0.074 mm占70%条件下,以碳酸钠为调整剂,水玻璃为抑制剂,F-716为捕收剂,经1粗2精1扫闭路浮选工艺,获得了稀土精矿REO品位11.65%、回收率86.95%的指标,为该稀土矿石资源工业利用提供了依据,可以为我国同类型矿山企业合理开发利用稀土矿产资源提供借鉴。 相似文献
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针对安庆铜矿铜品位低,铜矿物嵌布粒度不均匀等性质特点,采用半优先半混合-混合精矿再磨分离的原则流程,以BK-302作为优先浮选捕收剂、丁基黄药+丁铵黑药作为混合浮选的捕收剂,最终闭路试验获得了铜精矿含铜22.02%、含金2.73 g/t、银103.09 g/t,铜、金、银回收率分别为87.08%、58.47%和63.84%的良好的选别指标。 相似文献
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河北某矽卡岩型铅锌矿石锌品位为2.81%、铅品位为0.58%,银品位为27.50 g/t,铅、锌主要以硫化物的形式存在,硫化铅占总铅的72.42%,硫化锌占总锌的92.53%。为高效开发利用该矿石资源,采用优先选铅再选锌的原则流程进行了该矿石的选矿试验研究。结果表明,在矿石磨矿细度为-74μm占72%、铅精选1精矿再磨细度为-45μm占80%的情况下,经1粗3精3扫流程选铅、1粗3精3扫流程选锌,获得了铅品位为46.17%、含银2 158.00 g/t、铅回收率为82.54%、银回收率为75.62%的铅精矿,锌品位为54.68%、含银45.07 g/t、锌回收率为81.15%、银回收率为6.85%的锌精矿。 相似文献
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蒙古国某低品位稀土矿石REO含量为1.50%,矿石中稀土矿物主要以类质同象形式赋存于磷灰石中,粒度一般为0.005~0.20 mm,矿物结构多为粒状、板状、柱状或片状,采用常规稀土浮选药剂浮选难以获得较好的浮选指标。通过浮选稀土载体矿物磷灰石进而实现稀土浮选的工艺,在磨矿细度-0.074 mm占70%条件下,以碳酸钠为调整剂,水玻璃为抑制剂,F-716为捕收剂,经1粗2精1扫闭路浮选工艺,获得了稀土精矿REO品位11.65%、回收率86.95%的指标,为该稀土矿石资源工业利用提供了依据,可以为我国同类型矿山企业合理开发利用稀土矿产资源提供借鉴。 相似文献
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新疆某低品位铅锌矿石矿物组成简单,同时矿物伴生关系复杂、嵌布粒度不均匀。为有效回收矿石中的铅和锌,采用铅锌优先浮选工艺,通过铅锌浮选条件试验确定适宜的选矿工艺流程及药剂制度。结果表明:针对铅品位1.04%、锌品位1.66%的原矿石,在磨矿细度为-0.074 mm占70%的条件下,采用2次粗选优先选铅、铅粗精矿再磨至-0.038 mm占100%后3次精选,可获得铅品位45.16%、锌品位1.21%的铅精矿;选铅尾矿经CuSO4活化后,采用“2粗3精”选锌;全流程闭路试验最终可获得铅品位44.16%、铅回收率85.04%的铅精矿,及锌品位43.31%、锌回收率92.45%的锌精矿,较好地实现了铅锌分离回收。研究结果可为同类型矿石的开发利用提供有益参考。 相似文献
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灵山多金属硫化矿是氧化程度较高的矿石,且伴生有易浮的闪放。采用铜矿部分混合及联合作用H2SO3、ZnSO4、Na2S作闪放的抑制剂,较好地解决了铜锌浮选分离问题,获得了合格的铜精矿和硫精矿。 相似文献
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为开发利用某低品位难选铁矿石,并获得铁品位大于64%的铁精矿,实验室进行了阶段磨矿—弱磁选试验,在一段磨矿细度-0.076 mm 45%、二段磨矿细度-0.076 mm 75%、三段磨矿细度-0.076 mm 90%的条件下,可获得铁品位64.10%,回收率77.99%的铁精矿。 相似文献
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贵州某低品位含硫铝土矿Al2O3含量为54.71%,SiO2含量为11.35%,铝硅比仅为4.82,且矿石中含硫1.33%。矿石主要含铝矿物为一水硬铝石,主要含硫矿物为黄铁矿。矿石中有用矿物嵌布粒度较细,脱硫时易产生夹带,因而较难实现有效分选。为高效开发利用该矿石资源,对有代表性矿石进行了脱硫脱硅浮选闭路试验。结果表明:在磨矿细度为-0.074mm占90%时,采用1粗3精1扫脱硫浮选、扫选尾矿经2粗4精1扫脱硅、脱硫精扫选尾矿经2粗1精1扫脱硅闭路流程处理该矿石,获得了硫品位为33.72%、Al2O3品位为15.96%、SiO2品位为4.98%、硫回收率为75.16%的硫精矿,Al2O3品位为61.13%、SiO2品位为7.39%、铝硅比为8.27、Al2O3回收率为79.64%的铝土矿精矿。1次磨矿脱硫脱硅浮选,脱硫精扫选尾矿单独脱硅浮选工艺是该矿石处理的高效工艺,对含硫含硅铝土矿石的分选具有借鉴意义。 相似文献
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安徽某钨钼矿钨、钼品位低,有用矿物辉钼矿和白钨矿嵌布关系复杂、嵌布粒度不均、单体解离困难,属低品位多金属矿床。为合理开发利用该矿石,进行了优先浮选选矿试验。结果表明:在磨矿细度为-0.074 mm 60%的条件下,采用1粗2扫4精选钼(钼3次精选前再磨至-0.038 mm 95%)、钼扫选尾矿1粗2精(加温精选)2扫选钨、中矿顺序返回的闭路流程处理该矿石,在最优药剂制度条件下,可获得钼精矿钼品位为44.60%、含钨0.45%、钼回收率为60.23%,钨精矿钨品位为63.93%、含钼4.90%、钨回收率为85.24%的良好指标。该工艺方案为开发利用该矿石提供了技术依据。 相似文献
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新疆某低品位钼矿石钼品位仅0.076%。矿石中除钼外,还伴生含量为0.033%的铜和含量为1.232%的硫。虽然钼、铜、硫主要以辉铜矿、黄铜矿、黄铁矿形式存在,但它们共生关系密切,分离困难。根据矿石性质开展综合回收钼、铜、硫的选矿试验,首先将原矿粗磨至-0.074 mm占85%后进行钼铜硫的混合浮选,然后将钼铜硫混合精矿细磨至-0.043 mm占95%后进行钼铜与硫的分离浮选,最后对钼铜混合精矿进行钼与铜的分离浮选,并在钼铜硫混合浮选过程中使用新型捕收剂GZW101和新型抑制剂GTS、在钼铜分离浮选过程中使用新型抑制剂GLN,最终获得了钼品位为47.03%、钼回收率为73.20%的钼精矿以及铜品位为14.89%、铜回收率为77.26%的铜精矿和硫品位为54.26%、硫回收率为88.94%的硫精矿,从而为该矿石的高效利用提供了依据。 相似文献
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江西某蓝辉铜矿石铜品位为0.30%,原生硫化铜仅占总铜的6.67%,次生硫化铜占总铜的80.00%,主要铜矿物蓝辉铜矿多以不规则粒状集合体形式充填在脉石或黄铁矿粒间,大部分易与黄铁矿解离,细粒蓝辉铜矿与黄铁矿不易单体解离。为高效回收该铜矿资源,进行了选矿试验研究。结果表明,矿石在磨矿细度为-200目占70%的情况下,采用1粗2精1扫铜硫混浮、混浮精矿1粗2精1扫铜硫分离、铜硫分离精选1尾矿和扫选精矿合并再磨至-325目占85%后再返回,其余中矿直接顺序返回流程处理,最终可获得铜品位为20.29%、含硫42.97%、铜回收率为71.02%的铜精矿,以及硫品位为37.42%、含铜0.28%、硫回收率为80.04%的硫精矿,较好地实现了铜和硫的回收。 相似文献