超贫白钨矿选矿试验研究

Ser i a l N o .497Septe m be r .2010

现 代 矿 业

M ORDEN M IN I NG

总第497期

2010年9月第9期

杜淑华,在读博士,工程师,230001安徽省合肥市。

超贫白钨矿选矿试验研究

杜淑华

(安徽省地质实验研究所)

摘 要:某超贫斑岩型白钨矿储量大,WO 3含量仅为0.1%左右,采用预先脱硫,常温粗选白钨

矿,白钨粗精经三次空白精选脱除脉石矿物,然后加入水玻璃在高温、高浓度、高搅拌强度下解析 稀释后三次精选,最终可获得钨精矿品位60.31%、回收率83.91%的选矿技术指标,结果表明,此选矿工艺可有效处理该大型超贫斑岩型白钨矿。

关键词:白钨矿;常温粗选;加温精选

中图分类号:TD954 文献标识码:B 文章编号:1674 6082(2010)09 0078 03

某白钨矿属超贫斑岩型白钨矿床,其中含有微

量的钼矿物,开发这种极贫矿物资源要立足于多种元素综合回收,这既是建设资源节约型矿山的需要,同时也有利于提升矿山的经济效益。1 矿石性质

原矿化学多元素分析结果见表1,钨物相分析结果见表2。

表1 原矿化学多元素分析结果

(%)W O 3M o

Cu

S P

Pb

Zn

0.130.00830.009

1.770.0540.00530.013

CaO C aF 2Fe S i O 2A l 2O 3A s 2.50

0.64

2.37

67.44

9.58

3.65

表2 原矿钨物相分析结果

(%)

钨相钨华白钨矿黑钨矿合计含量0.00880.0960.0260.13分布率

6.73

73.39

19.88

100.00

工艺矿物学研究表明,白钨矿是矿石中最主要的回收对象,次为黑钨矿、辉钼矿、黄铁矿、黄铜矿等,脉石矿物种类多、含量高,主要有石英、绢云母、

钾长石等。白钨矿的构造主要有浸染型、细脉型和团块状构造,其中以细粒浸染状构造为主。

2 试验结果与讨论

试验采用先浮硫化矿,再浮白钨矿的原则流程。为了加强浮选过程中白钨矿与含钙脉石矿物的选择性浮选,采用碳酸钠作调整剂,水玻璃作抑制剂,731氧化石蜡皂作捕收剂。试验发现,脉石矿物种类多、含量高是影响白钨矿富集的主要因素,因此在粗选作业阶段对脉石矿物进行有效抑制是重要的,这样

可获得较高品位的浮选粗精矿,粗精矿经过三次空

白精选脱除脉石矿物,使进入解析作业的粗精矿WO 3品位得以提高,是得到高质量的钨精矿的关键所在。另外,在精选作业中对脉石矿物再进行抑制,

也是一项提高精矿产品质量的有效措施[1,4~7]

。2.1 磨矿细度的影响

磨矿细度试验流程如图1所示,结果见图2。

从图2可知,随着磨矿细度的增加,钨粗精矿品位逐渐降低。但是,提高磨矿细度,有利于白钨矿与脉石矿物解离,明显提高钨回收率。基于该作业为钨的粗选作业,以提高钨回收率为主,综合考虑,试

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验确定适宜的磨矿细度为-200目占80%。2.2 白钨常温粗选条件试验2.2.1 Na 2CO 3用量试验

N a 2CO 3既可创造易于白钨矿上浮的碱性环境,又可调整矿浆粘度、分散矿泥,还能沉淀矿浆中Ca 2+

、M g 2+

和各种重金属离子,克服水中这些离子

对浮选的不良影响,从而改变白钨矿表面活性[2,3]

。N a 2C O 3用量试验流程如图1,试验结果见图3

。

图3 碳酸钠用量试验结果

由图3可知,Na 2CO 3对脉石矿物有抑制作用,随着Na 2CO 3用量增加,钨粗精矿品位和回收率逐渐增高,当碳酸钠用量为1600g /t 时钨精矿品位和

回收率指标同步达到最大值。因此确定钨粗选N a 2C O 3用量为1600g /t 。

2.2.2 水玻璃用量试验

水玻璃是浮选白钨时最常用的分散剂和脉石抑制剂,水玻璃用量小,脉石矿物不能得到有效的抑制,粗精矿含钨量偏低;水玻璃用量大,则白钨矿受到抑制,钨回收率也上不去[4]

。水玻璃用量试验流程见图1,试验结果见图4。

图4 水玻璃用量试验结果

由图4可知,水玻璃用量增加到1000g /t 之前,钨精矿的品位和回收率均快速上升;水玻璃用量超过1000g /t 之后,随着其用量的增加,钨品位略有上升,但回收率却快速下降,综合考虑水玻璃用量选择1000g /t 。2.2.3 捕收剂731用量试验

目前我国白钨矿浮选用捕收剂大都以731氧化石蜡皂为主。731用量试验流程见图1,试验结果见图5。

由图5可知,731用量增加到500g /t 之前,钨精矿的品位和回收率均快速上升;731用量超过500g /

t 之后,随着其用量的增加,钨品位快速下降,回收率缓慢下降,综合考虑731用量选择500g /t

。

图5 捕收剂731用量试验结果

2.3 钨粗精矿精选试验

白钨常温粗选精矿中的含钙脉石矿物的可浮性与白钨矿比较接近,分离难度很大,因此白钨粗精矿

精选就很关键。对钨粗精矿进行常温精选和加温精选的试验表明,加温精选适合处理该超贫白钨矿。

添加水玻璃后,在高温、高浓度、强搅拌下,白钨矿的浮游特性大大优于含钙脉石矿物,此时再将矿浆稀

释后进行精选可以取得很好的浮钨指标[5]

。根据试验,矿浆温度控制在90 ,保温搅拌1h 效果较好。在此条件下,按图6流程进行了解析水玻璃用量试验,根据试验结果,确定加温解析水玻璃用量为4000g /,t 此时可使钨精矿品位达到63%以上。

图6 加温浮选水玻璃用量试验流程

2.4 工艺流程试验

试验采用一粗两扫两精流程预先脱硫,脱硫尾

矿经一粗两扫六次精选流程进行白钨矿加温开路试验。由于该矿原矿品位较低,在进入解析作业前三次空白精选脱除脉石矿物提高钨粗精矿品位,然后加入水玻璃在高温、高浓度、强搅拌下解析稀释三次精选。

在开路流程试验基础上,进行了加温闭路流程试验。由于前三次空白精选的中矿合并返回至钨粗选作业、其他中矿逐级返回会造成钨粗选作业矿浆发粘难以控制,且药剂集中投放产生 跑槽!现象,致使粗选作业不稳定,指标不理想。最终选择了中矿逐级返回方案。为确保进入解析作业的粗精矿品位,减少因中矿返回对其影响,将第三次精选中矿和

79

杜淑华:超贫白钨矿选矿试验研究 2010年9月第9期

解析下来的中矿合并越级返回至第二次精选作业,

闭路流程见图7,闭路试验结果见表3

。

图7 闭路试验流程

表3 闭路流程试验结果(%)

产品名称产率钨品位钨回收率硫精矿 3.430.0571.70钨精矿0.1660.3183.91尾矿96.410.01714.25原矿

100.00

0.115

100.00

试验过程及结果表明,该流程泡沫稳定易于控制,获得了钨精矿品位60.31%,回收率83.91%的理想指标。

3 结 论

(1)该含钼钨矿有用金属矿物含量较低,钼含量为0.01%以下,WO 3含量仅为0.1%左右,但钼钨均有回收价值,工艺流程和药剂制度并不复杂,仅仅是钨的精选次数较多。

(2)采用 优先浮硫钼 白钨常温粗选 粗精矿加温精选!的工艺流程,对含WO 3为0.115%的原矿,可获得了白钨精矿含WO 360.31%、回收率83.91%的选矿技术指标。

参 考 文 献:

[1] 梁友伟.贵州某地白钨矿选矿试验研究[J].矿产综合利用,

2010(2):3~6.

[2] 谢 光,吴威松.选矿手册(第八卷第二分册)[M ].北京冶金

工业出版社,1990.

[3] 张树宏.某含钼白钨矿选矿试验研究[J].中国钨业,2007(3):

10~14.

[4] 王国生,管则皋,韩兆元.湖南某白钨矿选矿试验研究[J].矿

产综合利用,2008(3):9~12.

[5] 高玉德,江庆梅,冯其明,等.某白钨矿选矿试验研究[J].金属

矿山,2008(8):52~55.

[6] 赵 磊,邓海波,李仕亮.白钨矿浮选研究进展[J].现代矿业,

2009(9):15~17,26.

[7] 邓丽红,周晓彤.从原次生细泥中回收黑白钨矿的选矿工艺研

究[J].金属矿山2008(11):148~151.

(收稿日期2010 08 12)

80

总第497期 现代矿业 2010年9月第9期

钾钠长石选矿试验报告

选矿试验报告 技术中心 2016年07月26日

选矿试验人员 刘国华王爱明陈东训李安李旺代明

目录 1、前言 2、样品的采集及制备 3、原矿性质 3.1原矿x-衍射分析 3.2原矿化学多项分析 3.3原矿石主要物理指标测试 4、选矿试验 4.1、强磁选除铁试验 4.2、酸洗除铁试验 4.2.1 酸洗浓度条件试验 4.2.2酸洗浸出时间条件试验 5、产品考查 6、结语

1、前言 受委托方的委托，技术中心对其所送钾、钠长石矿样品进行选矿试验。 经原矿粉晶X-衍射分析、化学多元素分析，矿石主要矿物以长石、石英为主，长石含量65%-75%，石英含量25-30%，次要矿物有白云母占2-3%、其它为微量。 通过强磁脱铁试验，最终得到长石精矿K2O含量为4.86%，Na2O 含量为3.44%，回收率为93.67%，Fe2O3含量0.35%。 通过洗矿+强磁脱铁试验，最终得到长石精矿K2O含量为4.73%，Na2O含量3.39%，回收率为76.82%，Fe2O3含量0.24%。 通过高温酸洗除铁试验，最终长石精矿K2O含量为4.62%，Na2O 含量3.20%，回收率为98.91%，Fe2O3含量0.17%。 本试验自2014年07月25日开始，2014年08月15日结束，历时20天。本试验结果仅对委托方所送样品负责。 2、样品的采集及制 试验样品由委托方自行采集后送到技术中心。样品重量约为150Kg。 将样品进行破碎加工至－1mm，作为试验样品，并缩分出1kg样品，作为化学分析样品。试样的破碎缩分流程如图2.1。

原矿（d＜50mm） 化学分析样选矿试验样图2.1 原矿破碎缩分流程图

铁矿石选矿试验方案示例

铁矿选矿试验案示例 一、某地表赤铁矿试样选矿试验案 拟定试验案的步骤是： （1）分析该矿性质研究资料，根据矿性质和同类矿产的生产实践经验及其研究成果，初步拟定可供选择的案。 （2）根据有关的针政策，结合当地的具体条件以及委托一的要求，全面考虑，确定主攻案。 （一）矿性质研究资料的分析 1.光谱分析和化学多元素分析该试样的光谱分析结果见表1，化学多元素分析结果见表2。 由光谱分析和化学多元素分析结果看出：矿中主要回收元素是铁，伴生元素含量均未达到综合回收标准，主要有害杂质硫、磷含量都不高，仅二氧化硅含量很高，故仅需考虑除去有害杂质硅。 化学多元素分析表中TFe、SFe、FeO、SiO2、AL2O3、CaO、MgO等项是铁矿必需分析的重要项目，下面分别介绍各项的含义及其目的： （1）TFe全铁（指金属矿物和非金属矿物中总的含铁量）。该矿全铁含量仅27.40%。属贫铁矿。 （2）SFe可溶铁（指化学分析时能用酸溶的含铁量）。[next]

用TFe减去SFe等于酸不溶铁，常将其看做是硅酸铁的含铁量，并用以代表“不可选铁”量。该矿“不可选铁”含量很低，因而在拟定案时，无需考虑这部分铁的回收问题；选矿指标不好的原因主要不是由于“不可选铁”造成。 事实上，将酸不溶铁看做硅酸铁的含铁量，这种概念还不够确切，原因是铁矿中经常是几种铁矿物共生，各种铁矿物溶于酸中的情况比较复杂，硅酸铁矿物有的溶于酸，有的也不溶于酸，因而具体应用时必须根据具体情况考虑。 （3）FeO氧化亚铁。一般用TFe/FeO（称亚铁比或氧化度）和FeO、TFe的比值（铁矿的磁性率）表示磁铁矿的氧化程度。它们是地质部门划分铁矿床类型的一个重要指标，也是选矿试验拟定案时判断铁矿可选性的一项重要依据。 根据TFe/FeO和FeO/TFe比值大小可将铁矿划分为如下几种类型： (FeO/TFe)*100(%)>37%TFe/FeO<2.7 原生磁铁矿（青矿）易磁选（FeO/TFe）*100(%)=29-37%TFe/FeO=2.7~3.5 混合矿磁选与其它法联合 (FeO/TFe)*100(%) <29%TFe/FeO>3.5 氧化矿（红矿）磁选困准本实例亚铁比TFe/FeO=8.43，属氧化矿类型，因而较难选。 实践证明，采用上述比值划分矿类型的法，仅适用于铁的工业矿物是磁铁矿或具有不同程度氧化作用的磁铁矿床，矿物成分比较简单。对于矿物成分复杂，含有多种铁矿物的磁铁矿床，矿类型的划分应结合矿床的具体特点并根据试验资料确定。 （4）CaO、MgO、SiO2、AL2O3等是铁矿中主要脉成分。一般用比值（CaO+M gO）/ （SiO2+AL2O3）表示铁矿和铁精矿的酸碱性，它直接决定着今后冶炼炉料的配比。 据（GaO+MgO）/（SiO2+AL2O3）比值大小可将铁矿划分为如下几类： 比值<0.5 为酸性矿冶炼时需配碱性熔剂（灰）； 比值=0.5~0.8 为半自熔性矿冶炼时需配部分碱性熔剂或与碱性矿搭配使用； 比值=0.8~1.2 为自熔性矿冶炼时可不配熔剂； 比值>1.2 为碱性矿冶炼时需配酸性熔剂（硅）或与酸性矿搭配使用。 本矿样由于SiO2含量很高，故比值<0.5 ，为酸性矿，冶炼时需配大量的碱性熔剂。因此，我们选矿的任务就是要尽可能地降低硅的含量，减少熔剂的消耗。[next] 综合上述分析资料可知，本试样属于硅高而硫磷等有害杂质含量低的贫铁矿，其亚铁比为8.43.，属氧化矿类型。由于SiO2含量高，为酸性矿，冶炼时需配大量的熔剂。

选矿试验报告

选矿试验报告 ** 研究院 2 0** 年*月

一前言 受**公司委托对某铜铅锌硫化矿进行选矿试验研究，以确定处理该矿较合理的选矿工艺流程和药剂制度，为原有铅锌选矿厂增建回收铜系列提供技改参考依据。 1.1试验内容 要求进行较系统的工艺流程和药剂制度试验，包括药剂种类及药剂用量条件试验。并进行“优先浮铜”和“铜铅混浮再分离”两大工艺流程的对比试验，确定处理该矿较合理的工艺流程和选矿指标。1.2试验研究结果 该矿原矿品位：铜**%，铅**%，锌**％。选矿试验采用优先浮选工艺流程，在磨矿细度-0.074mm占**%的条件下，使用**捕收剂优先浮铜，低碱（PH=*）以下用**浮铅、**浮锌，试验获得的指标：铜精矿产率**%、铜品位**%、铜回收率**%；铅精矿产率**%、铅品位**%、铅回收率**%；锌精矿产率**%、锌品位**%、锌回收率**%,试验指标理想。 选矿废水经检测，全面达到国标GB8979—1996二类企业排放标准。该铜铅锌矿的浮选采用本试验推荐的药剂制度，不会发生废水超标的问题。 二试样的采集和加工 试样由委托方采集并送至我院，试样重约**Kg。为制备试验矿

样，对送来的矿样进行了加工。加工流程如图2.1所示。 图2.1 试样加工流程图 三试样性质研究 3.1试样化学分析 试样多元素化学分析结果见表3.1。 表3.1 试样多元素化学分析结果 成分Cu Pb Zn S As Fe Ag 含量(%) 注：Ag单位为g/t。 从表3.1结果看：原矿铜品位**%、铅品位**%、锌品位**%、银品位**g/t，具有回收价值，原矿含砷**％较低。 3.2试样铅物相分析 试样铅物相分析结果见表3.2。 表3.2 试样铅物相分析结果 从表3.2结果看：原矿硫化铅占有率**%，氧化铅占有率**%，

难选锡矿选矿工艺技术

书山有路勤为径，学海无涯苦作舟 难选锡矿选矿工艺技术 锡矿石的分选多为重选法、其工艺流程约分为原矿处理、矿砂分选和矿泥分选三部分。 原矿处理锡选厂的原理处理一般由洗矿、脱泥、破碎、筛分、分级、配矿、调浆和重介质预选等作业中的一项或几项组成。含泥量大且胶结性强的原料，在进入选矿作业之前要经过洗矿和脱泥；选矿在圆筒式或槽式洗矿机中，也可在洗矿筛上进行，或者用几种设备组成洗矿流程；脱泥常用的设备有圆锥分级机（分泥斗）和水力旋流器，脱泥用水力旋流器多为小型的，其直径为125mm、75mm、50mm 甚至＞5mm。锡矿石选矿对破碎、筛分、分级等作业都有特殊的要求：破碎（包括磨矿）要达到但不得超过起始选矿粒度，以保证锡石只实现单体分离而不发生过粉碎，为避免过粉碎，通常采用多段磨矿和多段分选的流程；筛分作业通常是为跳汰选矿做准备的；分级作业则是为摇床选矿做准备；筛分和分级也常常作为控制破碎粒度的手段。重选的调浆作业是与浮选的调浆完全不同的，重选的调浆是为了给后续作业提供所要求的浓度、细度和悬浮状态。重介质预选是20 世纪70 年代后发展起来的，中国多采用重介质旋流器作为预选设备；英国、澳大利亚等国自80 年代后开发了DWP 旋涡分选器；重介质预选的脱废率高于20%～25%，在经济上是合理的。 矿砂分选分选所用的设备主要是跳汰机和摇床。但是，随着资源的变化，入选锡石原矿的嵌布粒度越来越细。摇床便成为了最主要的设备。选锡摇床通常有四种产品，即精矿、次精矿、中矿和尾矿。选锡流程中的次精矿粒度比较粗，其中除部分单体锡石外，还有大量的铁锡结合体；通常都把全厂的次精矿集中磨矿，再单独进行分选。中国把这一流程称作“次精矿集中复洗”。 矿泥分选中国的典型流程的：离心机—皮带溜槽—刻槽矿泥摇床或悬挂式

某铁矿石分选工艺试验研究.doc

某铁矿石分选工艺试验研究某贫铁矿石采自新疆某矿区矿床的两个主要矿体，分为地表矿体和深部矿体。通过分选工艺研究，深部矿石可以采用磁滑轮预先抛废，磁滑轮精矿采用弱磁选流程；地表矿石则因含弱磁性矿物比例较高，不宜采用磁滑轮预先抛废，而需采用弱磁选-高梯度强磁选流程。试验建议该矿石的分选流程宜采用灵活流程，流程结构为磁滑轮抛废-弱磁选-高梯度强磁选，因地制宜，从而获得最佳的经济效益。 1试样制备 试验研究的矿石采自新疆某矿区矿床的两个主要矿体。根据所采矿样重量按代表性要求混匀配矿，得到试验用的原矿样Ⅱ及Ⅳ。其中原矿样Ⅱ全铁品位24.98%，从矿床深部采取；原矿样Ⅳ全铁品位19.88%，从矿床地表采取。配制好的两矿样按照图1-1所示的加工制备流程制备选矿试验研究所需试样。 图1-1 矿样的加工制备流程图 2原矿性质考查 将缩分出的有代表性的试样进行化学分析，结果见表2-1。 表2-1 化学多元素分析结果 为查明矿石中主要矿物的组成，进行了X－射线衍射分析，其结果见图2-1和图2-2。从X－射线衍射分析图可知，矿石中金属矿物主要有磁铁矿、赤铁矿及针铁矿，脉石矿物主要是石英，其次为钙长石。 有矿石性质考查，可知矿石中的有用组分为铁，含量19.88%~24.98%，为贫铁矿石，需经过选矿加工，获得铁精矿才有利于价值。因此，本次试验研究了加工该矿石的合理工艺流程及能达到的技术经济指标。

图2-1 Ⅱ号矿样X－射线衍射分析图谱 图2-2 Ⅳ号矿样X－射线衍射分析图谱 3选矿试验研究 根据矿石中各种铁矿物的性质特征，参考生产实践，较为合理的矿石分选工艺应为弱磁-强磁工艺，本试验对采用磁选工艺的可行性及主要工艺参数及流程进行了试验研究。 3.1磁滑轮抛废试验 本次试验的矿石属贫铁矿石，铁品位19.88%~24.98%，由于有用矿物粗细不均匀嵌布，矿床开采过程中围岩及夹石的混入，当矿石破碎到一定粒度时，即会产生一定量的废石，使

细粒锡石氧化锡矿选矿工艺技术

立志当早，存高远 细粒锡石氧化锡矿选矿工艺技术 全国绝大多数锡选厂是采用重选法回收锡。重选法回收锡的有效粒级为 +40μm,而对-40μm 粒级来说回收率极低一般仅为10%左右。全国的尾矿库每年损失的锡金属达9.6 万吨，其中-40μm 粒级所损失的金属约为7.68 万吨/年，占总尾矿损失的80%。回收细泥中的锡，最有效的方法是采用浮选法。广西大厂车河选厂从1983 年至1987 年是使用混合甲苯胂酸和苄基胂酸做捕收剂，浮选指标较好，细泥中锡回收率有大幅度提高，但这两种药剂再生产过程中和使用过程中对环境和人体危害都较大。1987 年开发了水杨氧肟酸和P86 组合捕收剂在该厂浮选锡，锡精矿品位达28%，作业回收率达93%，与重选相比，细泥中的回收率可提高40-50%。 在此基础上2005 年又研制了锡矿新型捕收剂，该药剂价格较水杨氧肟酸 低，和P86 联合使用对云南都龙锡矿进行小型试验，取得了较好的试验指标。采用重-浮联合流程(粗粒重选，细粒浮选)，取得精矿品位为40.48%，回收率53.77%的指标，小型试验与原全重选指标相比，回收率提高了16 个百分点。该项试验工作正准备进行扩大试验和工业试验，试验成功后，可在都龙锡矿各选厂中推广应用。 锡石性脆，选矿过程中极易泥化损失，多年来国内外选矿工作者在致力于减少锡细泥化损失，提高锡选矿回收率的研究作了大量工作。如采用周边排矿磨机，细筛，粗粒浮选机等，而这些设备及传统台浮工艺均难以解决锡石多金属硫化矿中锡石嵌布粒度粗细不均等类型矿石的选矿问题。 后来开发的粗磨早收锡石台浮工艺是将粗磨(-1.5mm)条件下的重选精矿通过台浮作业，首先将粗粒单体锡石与硫化矿分离，及时回收已单体竭力的锡石，直接获得高质量锡石精矿，实现早收锡石之目的。从而减少了锡石过磨泥化损

超贫白钨矿选矿试验研究

Ser i a l N o .497Septe m be r .2010 现 代 矿 业 M ORDEN M IN I NG 总第497期 2010年9月第9期 杜淑华,在读博士,工程师,230001安徽省合肥市。 超贫白钨矿选矿试验研究 杜淑华 (安徽省地质实验研究所) 摘 要:某超贫斑岩型白钨矿储量大,WO 3含量仅为0.1%左右,采用预先脱硫,常温粗选白钨 矿,白钨粗精经三次空白精选脱除脉石矿物,然后加入水玻璃在高温、高浓度、高搅拌强度下解析 稀释后三次精选,最终可获得钨精矿品位60.31%、回收率83.91%的选矿技术指标,结果表明,此选矿工艺可有效处理该大型超贫斑岩型白钨矿。 关键词:白钨矿;常温粗选;加温精选 中图分类号:TD954 文献标识码:B 文章编号:1674 6082(2010)09 0078 03 某白钨矿属超贫斑岩型白钨矿床,其中含有微 量的钼矿物,开发这种极贫矿物资源要立足于多种元素综合回收,这既是建设资源节约型矿山的需要,同时也有利于提升矿山的经济效益。1 矿石性质 原矿化学多元素分析结果见表1,钨物相分析结果见表2。 表1 原矿化学多元素分析结果 (%)W O 3M o Cu S P Pb Zn 0.130.00830.009 1.770.0540.00530.013 CaO C aF 2Fe S i O 2A l 2O 3A s 2.50 0.64 2.37 67.44 9.58 3.65 表2 原矿钨物相分析结果 (%) 钨相钨华白钨矿黑钨矿合计含量0.00880.0960.0260.13分布率 6.73 73.39 19.88 100.00 工艺矿物学研究表明,白钨矿是矿石中最主要的回收对象,次为黑钨矿、辉钼矿、黄铁矿、黄铜矿等,脉石矿物种类多、含量高,主要有石英、绢云母、 钾长石等。白钨矿的构造主要有浸染型、细脉型和团块状构造,其中以细粒浸染状构造为主。 2 试验结果与讨论 试验采用先浮硫化矿,再浮白钨矿的原则流程。为了加强浮选过程中白钨矿与含钙脉石矿物的选择性浮选,采用碳酸钠作调整剂,水玻璃作抑制剂,731氧化石蜡皂作捕收剂。试验发现,脉石矿物种类多、含量高是影响白钨矿富集的主要因素,因此在粗选作业阶段对脉石矿物进行有效抑制是重要的,这样 可获得较高品位的浮选粗精矿,粗精矿经过三次空 白精选脱除脉石矿物,使进入解析作业的粗精矿WO 3品位得以提高,是得到高质量的钨精矿的关键所在。另外,在精选作业中对脉石矿物再进行抑制, 也是一项提高精矿产品质量的有效措施[1,4~7] 。2.1 磨矿细度的影响 磨矿细度试验流程如图1所示,结果见图2。 从图2可知,随着磨矿细度的增加,钨粗精矿品位逐渐降低。但是,提高磨矿细度,有利于白钨矿与脉石矿物解离,明显提高钨回收率。基于该作业为钨的粗选作业,以提高钨回收率为主,综合考虑,试 78

选锡矿的常见方法介绍

选锡矿的常见方法介绍 锡矿石的选矿方法是由其本身的特性所决定的。由于锡石的密度比共生矿物大，因此锡矿石传统的选矿工艺为重力选矿。随着时间推移，入选矿石中锡石粒度不断变细，从而出现了锡石浮选工艺。此外，由于锡矿物中往往有各种氧化铁矿物存在，如磁铁矿、赤铁矿和褐铁矿等，这些矿物用浮选和重选均不能与锡石很好地分离，因此近年来在锡矿选矿流程中出现了磁选作业。 目前云锡公司大都沿用大屯选厂硫化矿车间30多年的浮-重选矿工艺，其流程是：原矿碎至20mm，一段闭路磨矿至0.074mm(200目)占60%～65%，混合浮选一粗二扫一精；铜硫分离磨至0.074mm占95%一粗二扫三精，产铜精矿、硫精矿；混合浮选尾矿再选硫化物后上重选。经一、二段床选；一次复洗；泥选；锡粗精矿除硫浮选，产锡精矿、富中矿。 长坡选矿厂为大厂矿务局所属选厂之一，其选矿流程为首先将原矿碎至-20mm后经筛分分成20～4和4～0mm两个粒级，20～4mm进入重介质旋流器预选。重介质旋流器重产品经一段棒磨后采用跳汰预选，跳汰尾矿用2mm振筛筛除+2mm作为废弃尾矿，-2mm进入摇床选别。跳汰和摇床精矿及中矿按品级分成富贫两系统，分别进行再磨并进行混合浮选。混合浮选尾矿进行摇床选别产出合格锡精矿；混合浮选精矿再经细磨进行铅锌分离浮选，并分别产出铅锑精矿和锌精矿。重选矿泥进入Φ300mm旋流器，溢流再经Φ125和Φ75mm水力旋流器组脱除细泥，沉砂经浓缩、浮选脱硫后进行锡石浮选。 近年来，在大厂查明了100号特富矿体，这是世界罕见的锡石多金属硫化矿大型特富矿体。矿石中锡、铅、锑和锌品位高，且含硫、砷、镉、铟、银和金可综合回收的伴生元素及稀贵金属元素。该矿石矿物种类多，组分复杂，选矿难度大。经过“八五”重点科技攻关，采用磁—浮—重和磁—重—浮—重两大类原则流程进行扩大试验，取得了较好的分选指标。磁—浮—重流程首先在高峰矿巴里选矿厂应用，硫化矿浮选采用两段混浮分离工艺，获得锡、铅、锑和锌回收率为83.72%、82.16%、73.89%和80.50%。后长坡选矿厂经改造处理100号矿石，设计流程为磁—浮—重流程，硫化矿浮选采用优先混浮分离工艺，获得锡、铅、锑和锌回收率分别为78.11%、85.59%、82.63%和81.65%。 新路锡矿是广西平桂矿务局所属的主要锡矿，其砂锡矿分残坡积砂锡矿和冲积砂锡矿两种类型。前者品位高、储量大，呈块状、囊状和串珠状分布；后者品位较低，分布面广，矿体比较复杂。 白面山选厂是处理该矿砂锡矿的选厂之一。由于锡石在大于5mm和小于5mm粒级中的嵌布特性有一定的差异，因此以5mm为界粗细分选。+5mm的粗砂经棒磨机后进行两次跳汰选别，第一次跳汰的尾矿用摇床扫选，得到锡品位8%～9%的粗精矿进入二段磨。-5mm的细砂，用Φ600mm旋流器分级，其沉砂经两次跳汰选别，其溢流再用Φ400mm旋流器分级并用摇床选别。

钾长石选矿设备(附：钾长石钾离子提取方法)

钾长石选矿设备（附：钾长石钾离子提取方法） 钾长石选矿生产线都需要哪些选矿设备？钾长石选矿设备如何配置和选型？我国可溶性钾资源贫乏，为了相应国家加大对钾矿资源开发利用的攻关力度，荥矿机械以先进的钾长石选矿工艺和钾长石选矿设备为支撑，提高钾长石矿资源的开发利用价值。 钾长石选矿设备： 要实现从钾长石原矿中游离出钾离子，首先要把钾矿石从钾长石中分离出来。钾长石选矿工艺根据矿石性质的不同可分为磁选工艺和浮选工艺。磁选工艺是为了除掉伴生磁性矿物质，浮选工艺是为了分离钛、云母等共生矿物质。 钾长石破碎磨矿设备： 选钾长石生产线，无论哪种选矿工艺，都需将钾长石进行破碎、研磨，破碎工艺选用两段一闭路，磨矿选用一段闭路，保证钾长石选矿生产线磁选或浮选工艺的粒度要求，提高选矿效率和质量。破碎设备有粗、细鄂式破碎机，圆锥破碎机；磨矿设备有格子球磨机，棒磨机等。 钾长石磁选设备： 磁选工艺流程比较简单，可与重选工艺相结合，先使钾矿石富集；还可配置洗矿脱泥设备，提高磁选效率和质量。磁选设备有干式、湿式磁选机，强磁选、弱磁选等多种型号，需根据生产需求进行配置。 钾长石浮选工艺流程： 为了更好满足浮选工艺的需求，钾长石破碎工艺往往采用两段一闭路破碎方法，通过双层振动筛，为使钾长石矿料粒度达到合理要求反复破碎，粗、细鄂式破碎机在破碎工艺中应用最为广泛，破碎比大，破碎效率高，操作、维修简单方

便。破碎矿料输送到高效节能格子球磨机（新型球磨机）再次研磨，输出矿浆经分级机分级，合格矿浆进入浮选机浮选，为了进一步提高浮选纯度和浮选效率，还可在浮选工艺前布置磁选工艺。湿式强磁选机筒表平均磁感应强度为100～600mT，根据用户需要，可提供顺流、半逆流、逆流型等多种不同表强的磁选。本磁选机具有结构简单、处理量大、操作方便、易于维护等优点。 附：钾长石钾离子提取方法 难溶性钾矿中的钾常以离子形式存在于钾长石矿物中，一般酸碱条件下很难将钾离子游离出来。利用湿化学法、微生物法破坏钾长石矿物的晶格结构，使钾离子从难溶性钾矿中游离出来再提取是从难溶性钾矿中提取钾的基本思路。1、焙烧-熔融法 焙烧-熔融法是将难溶性钾矿石与某些配料混合后在高温条件下焙烧，破坏其结构，从而使钾元素从钾长石晶格中游离出来，钾长石选矿设备厂家荥矿机械以钾长石为原料，经配料、粉碎、制粒、焙烧、熟料浸取、分离、碳酸化分解和碳酸钾的提纯、氢氧化铝的制取，提出了利用钾长石提取碳酸钾的工艺流程。 2、碱加压-水热法 以CaO为助剂，在一定条件下采用动态水热法进行钾长石精矿粉分解反应，制得碳酸钾产品，K2O的溶出率达82%以上。基于低温水热反应理论，以无水氯化钙和钾长石为反应物，在一定温度和磷酸体系中进行钾长石溶出反应，钾长石中K2O溶出率达75%以上。在水热条件下，荥矿机械厂家进行了钾长石-NaOH 体系水热法提钾工艺研究，在最优条件下钾的溶出率高达90%以上。通过原矿和滤渣的XRD物相分析表明，NaOH添加剂破坏了钾长石的晶体结构，形成了新物相。

低品位铜矿选矿试验探究

低品位铜矿选矿试验探究 摘要：随着国民经济的高速发展，我国对铜矿资源的需求量在大幅度增加。而我国铜矿山采选能力和冶炼生产能力则与之极不对称；自产铜矿不能满足国内生产需求。多年来，我国大量进口铜精矿。根据海关统计，2005年的进口量为406万t，占世界铜精矿贸易量的1/4。而到2008年进口量达到519万t，占世界铜精矿贸易量的1/3。因此本文对低品位铜矿选矿试验进行了探究。 关键词：低品位；铜矿选矿；试验 矿产资源作为一种基础产业，由于其广泛应用、不可替代性等原因，不仅在国民经济中占据着不可替代的重要地位，同时对我国的外交事务也有所影响。探月计划的工作之一就是探索月球上的矿物资源。从小我们就知道，我国幅员辽阔，地大物博，矿藏丰富；但是同时人口众多，因此人均资源占有量远远落后于世界平均水平。因此针对石油、钢铁、铜矿产而言，储量甚至称得上单薄稀少，尤其是铜矿产资源，有权威部门研究称我国在这方面的储量仅能保证几年到十几年的需求，因此勘查寻找新的铜矿产资源迫在眉睫，除了传统的找矿方法之外，也有一些新的技术被应用于勘查过程中。本文对铜矿产资源的主要特点、传统勘查方法和近年来提出的新方法进行了总结和分析。 1我国铜矿产资源现状 我国有色金属储量和质量最高的省份都当属云南省。如今有色金属及其合金更是广泛应用于各种机械器材的制造中，在科技进步中占据重要作用，是不可或缺的原材料，在国家内政外交中均占有一席之地。 我国铜矿产目前的基本情况是：（1）矿藏丰富，矿产总量多，锌、锡、钛等已知储量均为世界第一，但是从地域上和种类上都比较分散，集中情况较差，缺少大型单一矿藏地带，开采难度较大；（2）矿藏品味低，开发使用成本高，经济效益不高，因此除了提高采矿技术，新矿的寻找也成为大家最关注的话题；（3）在工业生产中需求量比较高的矿产较少（如铜矿和铝土矿等），且矿产本身规模大多比较小（铜矿中小型矿占到80%以上）；（4）铜矿产本身利用率仍有一定的提升空间。 广东省有色金属储量不多，主要是铅锌、稀土、铝、铜等，省内主要矿山包括信宜银岩锡矿、茂名钛矿、凡口铅锌矿等，但有色金属行业资产比重（资产规模、销售收入等）排在全国前五的行列；广东省地质部门参与众多国内外矿山的勘查工作，勘查水平和效果在我国名列前茅。 2传统的铜矿产资源勘查方法 目前矿产勘查是指对矿产预查、普查、详查和勘探的总称。具体来说，是在区域地质调查和成矿预测的基础上，同时根据国内外矿产品市场的需求，运用成矿理论作指导，通过采用有关的勘查技术手段和方法，对有关的矿产资源所进行的专门性的地质调查研究工作[1]。 矿产勘查工作本身是一项充满挑战的工作，需要从业人员始终保持饱满的工作热情、扎实的基础、过人的耐心和抗打击能力以及细致入微、多思考多观察。一般来讲，由于矿床本身的层次特点和勘查工作的高消耗性，勘查过程应该分阶段进行，在逐步深入的同时能够防止投资的浪费。矿产多是分布相对集中的，因此通常新矿的寻找是在已知矿山、成矿区探测并逐渐向外围扩展。 目前，我国由于多年的积累和对于矿床的勘查工作的逐渐深入，已经基本形成了“矿产地图”，对于各类铜矿产资源的大致分布及储藏地矿床本身的地质特点都已经有了比较深入的了解，在矿产勘查理论和方法上也都有不少的积累。例如数学方法在其中的应用：数学广泛应用于铜矿产资源勘查中的多个方面，如特征分布规律的分析，数量、品

云南省箇旧红旗锡矿选矿厂

立志当早，存高远 云南省箇旧红旗锡矿选矿厂 （一）概况红旗锡矿隶属箇旧市工业局。位于云南省箇旧市东南方向老厂矿区。红旗锡矿在三面红旗的光辉照耀下，坚持自力更生、勤俭建国的方针，自1958 开始土法采矿和选矿。至1963 年国家投次70 万元，地方自筹资 金50 万元，建设100 吨/日采选厂，于1964 年10 月正式投产，目前实际生产能力可达120 吨/日。用浅孔分层崩落法采矿。原矿经两级斜坡卷扬运至选矿厂（运距约300 米）。自1958 年至1973 年该矿共向国家提供金属锡6000 多吨，上缴利润925 万元。矿山设备大修和备品配件，大部分靠本矿翻砂加工， 少部分由局属冶金修配厂协助制造。矿山供电来自开远电厂，经箇旧变电所降压至10 千伏，用5 公里线路送到选矿厂。选矿厂装有560 和180 千伏安变 压器各一台。选矿厂用水90％取自尾矿回水、水源距选矿厂高位水池200 米左右。新水来自箇旧湖。选矿厂建于20-25°的山坡上，尾矿排出均为自流。尾矿池为不占农田的天然洼地共三处，分别距选矿厂100 米和2000 米左右， 其容积较大可作长期堆存尾矿和回水用。（二）工艺流程1．原矿性质该矿处理的矿石为中低温氧化脉锡矿床。主要金属矿物为锡石、褐铁矿、赤铁矿。 脉石矿物为方解石、白云石、大理岩等。锡石呈细粒嵌布并与褐铁矿、赤铁矿 致密共生，磨至0.074 毫米锡石已大部分单体分离。原矿含泥21-25％，属难选氧化脉锡矿。2．工艺流程该厂流程基本上与云锡地区重选原则流程相同（见下图)。 [next] 其流程为一段破碎，三段磨矿，三段选别。次精矿集中复洗，复洗中矿返 回本段再选，复洗尾矿单独磨矿，磨后送入矿泥部分沉砂合并处理。分泥斗、 分级箱溢流经Ф250毫米旋流器分级，沉砂0.074-0.037 毫米入沉砂床选别，溢

采矿方法总结

采矿方法要点归纳 采矿方法要点归纳 2011-1-19 14:06:45 中国选矿技术网浏览946 次收藏我来说两句 一、空场采矿法 适用于开采水平、微倾斜、缓倾斜的矿体。其采矿法不仅能开采薄矿体，更适合于开采厚矿体和极厚矿体。 特征：将矿块划分为规则的矿房和矿柱，并根据矿体的厚度及采矿设备、技术条件的不同，选用浅孔、中深孔或深孔落矿方案进行矿房的回采，因而有浅孔房柱和中深孔房柱之分。 1．浅孔房柱采矿法 （1）主要适用于矿石和围岩稳固与较稳固的矿体。 （2）矿体倾角30°以下。 （3）矿体厚度小于8-10m。 （4）价值不高或品位较低的矿石。 2．中深孔房柱采矿法 （1）矿石稳固和中等稳固。当顶板围岩稳固或中等稳固时，采用不切顶或不预控顶;当顶板不太稳固或局部不稳固时，可采用切顶与预控顶； （2）矿体倾角≤30°; （3）厚度≤6-8m的矿体，采用不切顶房柱法；厚度8-10m的矿体，可采用浅孔切顶房柱法；厚度11-12m的矿体；可采用中深孔切顶房柱法； （4）顶板接触面平整，可采用不切顶房柱法；顶板接触面不平整，可采用切顶房柱法； （5）使用于低品位、价值低、凿岩性较好的矿石中。 二、全面采矿法 适用于开采矿石围岩均较稳固，矿体厚度小于5-7m的水平至缓倾斜矿体；也适合于开采矿体底板起伏较大或矿体厚度变化较大以及矿石品味不均匀的矿体。 1．普通全面采矿法（又称全面采矿法） （1）一般要求矿岩中等稳固以上；顶板的暴露面积应大于200-500m； （2）矿体倾角≤30°; （3）矿体厚度在5-7m以下，国内大部分矿山开采1.5-3.0m的矿体； （4）一般矿体产状较稳固； （5）该法留有采场内矿柱，最好在贫矿中应用。 2．留矿全面采矿法 （1）矿石和顶板岩石为稳固或中等稳固；矿石不粘结，不自然； （2）矿体倾角由缓倾斜到倾斜（即26°-55°），以倾斜矿体为主； （3）厚度由薄至中厚的矿体，以薄矿体为主； （4）可用于形态较复杂，厚度和品位变化较大，以及底板沿走向和倾斜均有起伏的不稳定矿体。 三、浅孔留矿采矿法 适用于开采矿石中等稳固和围岩稳固的急倾斜矿体，并要求矿石无自燃性、氧化性，破碎后不易再结块。 1．普通浅孔留矿采矿法 （1）矿岩基本稳固的急倾斜矿体；

金矿石中提炼金的方法

金矿石中提炼金的方法 单一浮选适用于处理粗、中粒自然黄金铁矿石。经破碎后的矿进入球磨机，磨细呈矿浆后进入浮选。在浮选中，用碳酸钠作调整剂，使黄金上浮。同时用丁黄药与胺黑药作补收剂，使金矿粉与矿渣分离，产出金精矿粉。 重力选矿系利用黄金与其它矿物比得的差异性进行浮选。比重差异愈大，更易于分离。将含金矿沙置入圆筒筛，通过高压水进行流矿，大于筛孔的砾砂经溜糟、皮带输送入尾矿场；小于筛孔的矿沙通过公配器输入1-3段圆跳汰机，经3段跳汰机精矿自流入摇床，进行粗、细、扫选，生产出精沙矿。此法多用于流沙矿，细碎后的矿石也可适用。 混汞浮选适用于处理自然金嵌布粒度较粗，储存在黄铁矿和其它硫化矿石。与单一浮选不同的是在磨矿后加汞板进行金回收，回收率可达30-45%。混汞后的矿浆，通过分级机溢流进行浮选。为使更好地生成汞金，磨矿时加添一定浓度的碳酸纳、苛性钠等，可使汞金回收率提到70% 。 炭浆法提金工艺，这种工敢是80年代世界最先进的提金方法，用在处理含金褐铁矿氧化矿石的选别效果更佳。1983年，中国黄金总公司对潼关金矿的选矿工艺决定改造，引用美国戴维麦基公司的炭浆提金新工艺。炭浆法即在氧化浸出的同时，进行活性炭吸附，提高金的浸出率。其流程包括：两段闭路破碎，两段磨矿，挽流器溢流产品－200目占95%，而后进入浓密机，将矿浆浓度由18-20%浓缩为42-45%左右，再经缓冲槽进入浸出吸附槽，进行浸出作业，同时用椰子壳制成的活性炭吸附，得出最终产品载金炭。尾矿用高频完全筛回收碎活性炭中的金，而后用液氯处理含氰尾液。金回收以解析、电解、酸洗等方法获得。解

析用高浓度氰化物、高碱度，进行高温高压将载金炭中的金解析下来，再将载析下来的溶液送电解回收。电解槽以钢棉为阴极、不锈钢为阳极，使金吸附在钢棉上，解析下来的活性炭用盐酸洗涤，附去炭酸钙以及其他杂质，最后在返600℃的回转窑中再生。此项工艺经过1986－1987年的试行情况分析，1987年的浸出率比1986年5个月平均指标低5.73个百分点，为81.36%。而且各月浸出率波动较大，最你为33%，最高达98.4％。原因是矿厂中硫化物及铜的含量比1984年1月和5月分别由国内、国外试验分析的结果都有增加的趋势，银、铝、铜增加亦较显着，影响炭浆工艺的浸出效果。故于1987年改造了一条浮选流程，把部分含铜较高的硫化矿用浮选法处理，既利用了原浮选系列闲置设备，又保证了炭浆法的浸出率。冶炼经过各种选矿方法生产出金精矿粉、加入KNO3氧化剂及银和硼砂。当炉温升到700℃时，毛金熔化，炉温升至1000℃，熔液开始沸腾，渣液呈飘浮状，白炽明亮的金质下沉平静，当炉温加温至1250℃－1350℃时，渣液表面亮度变暗，经数次扒去渣液，生产出纯金。总过程是通过熔化使熔液中的过剩硫等化合物氧化除去。电解直接冶炼此法为潼关金矿所采用，以钢棉为阴极直接熔炼得金银合质金。由于此法原设计所得合质金，金银不易分离，交售时白银不予计价，钢棉一次使用混入渣，成本太大。现改为水洗电解钢棉，得金银泥，一般品位为22-28％的金，15-20%的银，在金银分离反应时银、铜、铁等渣质进入溶液，而金不溶解，呈红棕色状态存在，而后将金泥水洗、烘干和溶剂一起冶炼。

石墨矿选矿试验研究报告

石墨矿选矿试验报告

目录 第一章前言 (1) 第二章样品制备 (2) 1试验样品制备 ................................................ 错误！未定义书签。第三章矿石性质 (3) 1.主要矿物组成 (3) 2主要矿物的含量 (3) 3矿石的结构构造 (3) 4.主要矿物特征 (3) 4.1石墨 (4) 4.2黄铁矿 (5) 4.4钙钒榴石 (6) 4.4其他矿物 (8) 第四章选矿试验研究 (9) 4.1磨矿细度试验 (9) 4.2粗选捕收剂、起泡剂用量试验研究 (10) 4.3水玻璃用量试验 (11) 4.4氧化钙用量试验 (12) 4.5矿浆浓度试验 (13) 4.6浮选流程试验 (15) 4.7开路试验 (16) 4.8最终闭路流程试验 (18) 第五章结语 (21)

第一章前言 对该石墨矿进行了工艺矿物学研究和选矿试验研究。工艺矿物学研究表明：该矿石矿物组成较简单，主要有用矿物为石墨矿，固定碳品15.20%。脉石矿物主要有石英、长石、云母、钙钒榴石等，金属矿物主要有黄铁矿、少量的闪锌矿和褐铁矿。 根据该矿矿石特点，选矿试验采用多段磨矿-多次选别的工艺流程：一段粗磨、一次粗选、一次扫选、三段再磨、七次精选，中间产品顺序返回的工艺流程，实验室小型试验可获得最终精矿产率14.96%，精矿固定碳品位97.57%，回收率96.03%的分选指标。 试验研究结果表明该矿具有较好的可选性。

第二章样品制备 对采集的试验样品破碎至-2mm后混合均匀。 原矿 分析样品试验样品 图2.1 样品制备工艺流程 经分析化验后，该矿混合样固定碳含量为15.20%。

锡矿选矿设备100吨工艺流程

锡矿选矿设备100吨工艺流程 锡矿跳汰机工作流程 锡矿跳汰机选矿属于深槽分选作业，他用水作为选矿介质，利用所选矿物于脉石的比重区别，水流通过筛板进入跳汰室，使床层升起并略呈松散状态，密度大的颗粒因局部压强及沉降速度较大而进入底层，密度小的颗粒转移动上层水流下降时，密度大的细小颗粒还通过渐紧密的床层间隙进入下层，锡矿跳汰机多属于隔膜式，冲程，和冲次根据所选矿物的比重灵活调节。该机利用水做介质，按矿物与脉石的比重（密度）差进行分选，其选矿原理基于重力选矿理论。锡矿跳汰机正常工作产生的跳汰周期曲线呈正弦波形，具有上升水流均匀的特点，该系列锡矿跳汰机具有处理量大，回收率高，连续工作等选矿优势。 锡矿跳汰机适用范围： 锡矿跳汰机广泛应用于砂金矿、赤铁矿、褐铁矿、锰矿、钨矿、锡矿、铅矿、，铬铁矿、汞矿、镍矿、硫铁矿、镜铁矿、重晶石、萤石、石榴石、天青石、也可处理：铬渣、硅锰渣、镍渣、铜渣、菱铁渣、等多种冶炼矿渣。 锡矿跳汰机多少钱一台 锡矿跳汰机价格从6-100万的设备都有，主要是要适合客户的使用就行，锡矿跳汰机配 置多大的请咨询焦工，上方有电话锡矿跳汰机分类 卓功机械厂家的锡矿跳汰机粪梯型锡矿跳汰机、大颗粒锡矿跳汰机、下动式锡矿跳汰机，锯齿波锡矿跳汰机、节能复合双动锡矿跳汰 机。 锡矿跳汰机厂家介绍： 郑州卓功机械设备有公司位于河南省巩义市康店工业区 锡矿跳汰机的工作原理： 1、矿粒在锡矿跳汰机中主要是按比重分层。锡矿跳汰机不仅可以分选窄级别的矿粒，而 且也可以有效分选宽级别和不分级的矿粒。 2、在跳汰过程中，介质的比重越高，矿粒间的比重差越大，则分选效率越高。 3、保持床层具有必要的松散度是分层的先决条件。床层松散度不足，则矿粒难以互相转移，因而也就失去了分层的可能性。因此在跳汰过程中尽量延长床层处于松散状态的时间，以提高锡矿跳汰机的处理量和改善分选效果。

金矿石的选矿工艺

书山有路勤为径，学海无涯苦作舟 金矿石的选矿工艺 金矿石的各种类型因性质不同，采用的选矿方法也有不同，但普遍采用重选、浮选、混汞、氰化及近年来的树脂矿浆法、炭浆吸附法、堆浸法提金新工艺。对某些种类的矿石，往往采用联合提金工艺流程。 用于生产实践的选金流程方案很多，通常采用的有如下几种： 1.单一混汞此流程适于处理含粗粒金的石英脉原生矿床和氧化矿石。混汞法提金是一种古老而又普遍的选金方法。在近代黄金工业生产中，混汞法仍然占有很重要的位置。由于金在矿石中多呈游离状态出现，因此，在各类矿石中都有一部分金粒可以用混汞法回收。实践证明，在选金流程中用混汞法提前回收一部分金粒，可以明显地降低粗粒金在尾矿中的损失。 混汞法提金的理论基础为，汞对金粒能选择性地润湿，然后向润湿的金粒中扩散。在以水为介质的矿浆中，当汞与金粒表面接触时，金与汞形成的接触面代替了原来金与水和汞与水的接触面，从而降低了表面能，亦破坏了妨碍金与汞接触的水化膜。此时汞沿着金粒表面迅速扩散，并使相界面上的表面能降低。随后汞向金粒内部扩散，形成了汞的化合物-汞齐(汞膏)。 混汞提金法又分为内混汞和外混汞两种。所用混汞设备有混汞板、混汞溜槽、捣矿机、混汞筒和专用的小型球磨机或棒磨机。 混汞提金法工艺过程简单，操作容易，成本低廉。但汞是有毒物质，对人体危害很大。所以，采用混汞提金的选矿厂应当严格遵守安全技术操作规程，使汞蒸气和金属汞对人身体的危害限制到最小程度。 2.混汞-重选联合流程此流程分为先混汞后重选和先重选后混汞两个方案。先混汞后重选流程适用于处理简单石英脉含金矿石。先重选后混汞流程适用于处理金粒大，但表面被污染和氧化膜包裹的不易直接混汞的矿石，以及含金量

采矿方法适用条件要点归纳

采矿方法适用条件要点归纳 1）、空场采矿法 适用于开采水平、微倾斜、缓倾斜的矿体。其采矿法不仅能开采薄矿体，更适合于开采厚矿体和极厚矿体。 特征：将矿块划分为规则的矿房和矿柱，并根据矿体的厚度及采矿设备、技术条件的不同，选用浅孔、中深孔或深孔落矿方案进行矿房的回采，因而有浅孔房柱和中深孔房柱之分。 1．浅孔房柱采矿法 （1）主要适用于矿石和围岩稳固与较稳固的矿体。 （2）矿体倾角30°以下。 （3）矿体厚度小于8-10m。 （4）价值不高或品位较低的矿石。 2．中深孔房柱采矿法 （1）矿石稳固和中等稳固。当顶板围岩稳固或中等稳固时，采用不切顶或不预控顶;当顶板不太稳固或局部不稳固时，可采用切顶与预控顶； （2）矿体倾角≤30°; （3）厚度≤6-8m的矿体，采用不切顶房柱法；厚度8-10m的矿体，可采用浅孔切顶房柱法；厚度11-12m的矿体；可采用中深孔切顶房柱法； （4）顶板接触面平整，可采用不切顶房柱法；顶板接触面不平整，可采用切顶房柱法； （5）使用于低品位、价值低、凿岩性较好的矿石中。 2）、全面采矿法 适用于开采矿石围岩均较稳固，矿体厚度小于5-7m的水平至缓倾斜矿体；也适合于开采矿体底板起伏较大或矿体厚度变化较大以及矿石品味不均匀的矿体。 1．普通全面采矿法（又称全面采矿法） （1）一般要求矿岩中等稳固以上；顶板的暴露面积应大于200-500m； （2）矿体倾角≤30°; （3）矿体厚度在5-7m以下，国内大部分矿山开采1.5-3.0m的矿体； （4）一般矿体产状较稳固； （5）该法留有采场内矿柱，最好在贫矿中应用。 2．留矿全面采矿法

（1）矿石和顶板岩石为稳固或中等稳固；矿石不粘结，不自然； （2）矿体倾角由缓倾斜到倾斜（即26°-55°），以倾斜矿体为主； （3）厚度由薄至中厚的矿体，以薄矿体为主； （4）可用于形态较复杂，厚度和品位变化较大，以及底板沿走向和倾斜均有起伏的不稳定矿体。 3）、浅孔留矿采矿法 适用于开采矿石中等稳固和围岩稳固的急倾斜矿体，并要求矿石无自燃性、氧化性，破碎后不易再结块。 1．普通浅孔留矿采矿法 （1）矿岩基本稳固的急倾斜矿体； （2）适用于任何厚度的矿体，但多用于开采2m厚度以上，以及中厚度矿体； （3）极薄矿体多脉合采； （4）要求矿石不结块，不自然。 2．极薄矿脉留矿法 （1）一般用于矿脉平均厚度在0.8m以下的急倾斜矿体； （2）矿石及围岩在中等稳固以上； （3）矿石无氧气、结块及自燃性。 3．无矿柱留矿采矿法 开采矿岩稳固、厚度在2-3m以内的高价矿体，为提高矿石的回采率，可使用无矿柱留矿采矿法。 4．倾斜矿体留矿采矿法 矿体倾角较缓，矿石不能借自重在采场内搬运，此时可用香花岭锡矿电耙耙矿留矿采矿法。 （1）矿石与围岩中等稳固以上，无大的构造与破碎带。矿体的厚度越大对矿岩的稳固性要求越高； （2）矿体厚度原则上可以由极薄到极厚，但主要用于中厚以下矿体，尤以薄与极薄矿体使用留矿采矿法最为有利； （3）矿体倾角应大于55°，这样便于采矿运搬与放矿。当矿体倾角较小时，应用其他搬运设备相配合； （4）矿石无结块性、氧化性与自燃性，不含或少含泥质，含硫量也不宜太高； （5）矿体形态规则，埋藏要素稳定，特别是矿体下盘； （6）矿体无夹石或夹石不多； （7）地表允许陷落。

金矿选矿工艺

金矿选矿工艺 金矿工艺通常是由金矿与脉石的物理性质、化学性质及矿物学性质决定的，如比重差很大、浸染粒度粗的金矿石，一般用重选法处理；矿物表面润湿性差别大、浸染粒度细的金矿石，一般用浮选法处理。 对于某些复杂的难选金矿石，为了最大限度地提高金的回收率并回收其他有用成分，选择多工艺联合流程无疑在技术上是必要的，在经济上也是合理的。 常见的金矿石主要有两大类：石英脉型金矿石与硫化含金矿石。 一、石英脉型金矿石：石英脉型金矿石选矿工艺主要是氰化法、浮选法，工艺的确定主要取决于金的粒度及与其他矿物的共生关系。在矿石表面受污染或有薄膜的游离态金的情况下，可采用跳汰重选回收一部分金，降低尾矿品位，减少氰化浸出时间。 当矿石可浮性较好时，含石英的金矿石浮选能产出近似氰化工艺处理后的尾矿，浮选尾矿磨后再浮选，可以提高浮选回收率。在多数情况下，氰化法应用于石英脉型金矿石较为普遍，其主要考虑的是矿石磨矿细度，矿浆中氰化物浓度，浸出时间。同时，为了减少氰化作业量，可采用浮选精矿再氰化的工艺。 二、硫化物含金矿石：绝大多数含金硫化矿石可以用浮选法处理，有的亦可用氰化法处理，或采用联合方法，也可以用混汞、重选或其联合流程。 浮选或氰化流程的选择，取决于金的回收率、伴生矿物的综合利用程度等，如果矿石中含有较多的粗粒金，则必须预先选出，因为粗粒金在氰化溶液中溶解较困难，而且浮选法也难以回收。当金粒表面洁净，且矿石中没有对混汞有害的成分时，混汞法较重选法效果较好。在生产实践中，常用的含金硫化矿的选矿流程为：先浮选，浮选精矿可以直接氰化，也可再磨后氰化，或用重选与混汞处理。 对于金矿选厂，尽量采用成熟的、简单易行的生产流程，在这个前提下，选矿设备选型、厂区建设都要留有余地，为以后生产发展和流程改进提供条件。

锡矿生产现状

中国锡矿生产现状,生产布局 一、中国锡矿生产现状 中国锡矿开采历史悠久。在世界上素享盛名。新中国成立以后，我国锡工业从地质勘查、采矿、选矿、冶炼到资源的综合利用都有很大的发展。至1996年，我国采选综合能力(金属含量)达5.94万t，冶炼综合能力达12.64万t。 1996年，我国锡精矿产量(含锡量)为6.96万t，精锡产量为5.70万t。与10年前的1985年相比，锡精矿产量增加了1.3倍，精锡产量增加了1倍(表3.13.12)。如与新中国成立的1949年相比，精锡产量增加了近12倍(表3.13.13)。 表3.13.12我国锡矿产量统计 表3.13.13 1949～1996年锡产量

1996年，全世界精锡产量达22.45万t，其中几个主要产锡国的产量：印度尼西亚4.90万t、马来西亚3.81万t、巴西1.84万t、玻利维亚1.67万t、泰国1.10万t、俄罗斯1.20万t。我国1996年产量为5.70万t，雄居世界之首。 二、中国锡矿生产布局 中国锡的生产主要集中在云南、广西两省、区，其次是广东、湖南、江西。 云南主要的锡基地是个旧，云南锡业公司是以生产锡为主的有色金属联合企业，1996年生产锡精矿2.3万t、精锡1.68万t，分别占全国锡精矿和精锡产量的33%和20%。到80年代末期即已形成采矿能力700万t/a、选矿能力900万t/a、冶炼能力2万t/a。拥有5个坑内矿山、7个露天砂矿采场、12个选厂(车间)、3个冶炼厂。 云南除了中央直属的云南锡业公司之外，还有许多地方企业。如麻栗坡县的新寨锡矿，已建成日处理100t矿石的采选厂；云龙县的云龙锡矿，已形成日采选200～300t的生产能力；昌宁县的茹坝地锡矿；西盟县的西盟锡矿，等等。