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某选矿厂为了回收利用选铜、锌后尾矿中的铁、硫资源,实现伴生矿产资源的综合开发利用和有价组分的梯级回收,针对选锌尾矿中的磁黄铁矿在选锌过程中被大量石灰抑制可浮性变差的问题,通过在磁场强度175 kA/m的条件下进行弱磁选,弱磁选尾矿经1粗3精1扫浮选流程得到了硫精矿1;弱磁选精矿再磨至-0.038 mm87.50%后,经1粗3精3扫流程获得硫精矿2,两者合并获得了硫品位31.15%、硫回收率81.62%的最终硫精矿;将弱磁精矿浮选后尾矿再进行弱磁选,得到了铁品位64.87%、铁回收率35.09%、含硫4.19%的铁精矿,实现了铁、硫资源的综合回收。 相似文献
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为开发利用甘肃某微细粒极难选铁矿石,采用化学成分分析、铁物相
分析、能谱分析、光学显微镜、扫描
电镜等方法对其进行工艺矿物学研究。 结果表明,矿石 TFe 品位为 32.
70%,铁主要以磁铁矿形式存在,其次为褐铁
矿和菱铁矿,有害元素 S、P 含量分别为 0. 21%和 0. 28%;脉石矿物主要
为角闪石和石英,少量黏土矿物、磷灰石。 矿
石主要构造为块状构造和层状构造,主要结构为浸染状结构、粒状结构、针
状结构、纤维状结构及斑状结构等。 矿石中
磁铁矿主要呈自形、半自形细粒浸染状嵌布于脉石矿物中,褐铁矿主要呈针
状、纤维状及不规则细粒状与脉石矿物共
生嵌布,菱铁矿主要呈不规则粒状集合体与石英、磁铁矿共生嵌布;3 种铁
矿物嵌布粒度极细,-0. 040 mm 粒级分布率
分别为 94. 23%、85. 06%、66. 79%,-0. 015 mm 粒级分布率分别为 64.
53%、57. 56%、31. 50%,很难完全解离。 矿石在
磨至-0. 022 mm 占 90%时,磁铁矿、褐铁矿、菱铁矿的单体解离度分别为
67. 92%、70. 88%、84. 16%,欲使铁矿物充分
解离需进一步细磨。 依据工艺矿物学研究结果,推荐矿石采用“原矿阶段
磨矿—弱磁选—强磁选—反浮选”的选矿
工艺。 相似文献
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为有效利用某极难选蚀变岩型金矿石,对原矿石开展了系统的工艺矿物学试验,重点研究了矿石的物质组成、粒度组成、结构构造、主要矿物嵌布特征及金粒特征等。结果表明:(1)原矿中主要可利用元素为金,有害杂质As含量较高,并含有一定的碳;金主要以硫化物包裹金的形式存在,其次为裸露金。(2)原矿中自然金痕量,主要载金矿物黄铁矿、磁黄铁矿的含量分别为3.829%、0.111%;脉石矿物以石英为主,占45.176%,此外还含有0.779%的毒砂。(3)原矿中-0.01 mm粒级含量及Au分布率均小于10%,各粒级Au的品位变化不大,仅有0.043~0.02 mm粒级水析沉砂中富集已解离金粒。(4)矿石主要结构包括自形—半自形晶粒状、他形晶粒状、他形碎裂化及乳滴状,主要构造包括稀疏浸染状、条带状、角砾状、细脉状。(5)金主要包含于毒砂、黄铁矿等硫化矿物中,其次包含于石英、绢云母等脉石矿物中,90%的金粒度小于8μm,以微细和超微细粒金为主。(6)主要载金矿物嵌布粒度由粗到细依次为黄铁矿、磁黄铁矿、毒砂,毒砂嵌布粒度微细,浮选要注意细粒毒砂的回收。(7)在磨矿细度为-0.075 mm占62.57%时,黄铁矿... 相似文献
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对某选镍尾矿进行了再回收镍的选矿试验研究。针对该尾矿的矿石性质,确定了优化的浮选工艺条件和工艺流程,实现了对选镍尾矿中镍的再回收。闭路试验从镍品位0.24%的尾矿中得到了镍品位2.18%、回收率36.15%的镍精矿,取得了不错的镍回收效果。 相似文献
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本研究项目的试验原料来自云南某多金属矿浮选回收铜锌硫的尾矿,含锡0.4%,矿石中的锡石由于嵌布粒度细、成分复杂,现场采用的常规重选难以高效回收。为了提高锡石的回收率,提升资源的利用率,通过对原矿的粒度组成和化学成分分析,通过系统的试验研究表明,不同粒级的锡石其浮选效果差异明显。最终采用分级—重浮联合工艺流程处理该矿石,可获得含锡5.20%、锡石回收率61.65%的锡富中矿,相对于全重选流程能大幅度提高锡石的回收率。 相似文献
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某金矿尾矿含金0.68 g/t,含银4.50 g/t,具有较高的综合利用价值,为进一步回收有用元素,对某金矿尾矿进行了工艺矿物学和选别工艺流程研究。原矿物相分析结果表明,金以自然金和包裹金的形式存在,其中自然金占56.50%。浮选试验结果表明:在-0.074 mm 80%的条件下,采用1粗1扫3精的浮选工艺流程,可获得金品位27.68 g/t、银品位107.311 g/t、金回收率72.18%、银回收率42.77%的金精矿,综合回收效果较好。 相似文献
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