CN105170336A - 一种提高锑精矿品位的方法 - Google Patents
一种提高锑精矿品位的方法 Download PDFInfo
- Publication number
- CN105170336A CN105170336A CN201510611861.8A CN201510611861A CN105170336A CN 105170336 A CN105170336 A CN 105170336A CN 201510611861 A CN201510611861 A CN 201510611861A CN 105170336 A CN105170336 A CN 105170336A
- Authority
- CN
- China
- Prior art keywords
- minutes
- antimony
- ore
- add
- action time
- Prior art date
- Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
- Pending
Links
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
本发明公开了一种提高锑精矿品位的方法，该方法通过再磨工艺，使锑的单体解离度更高，经一步精选后，可提高锑精矿品位；精选添加抑制剂，使脉石矿物得到更好的分散和抑制，提高了锑精矿的品位。
Description
技术领域
本发明涉及一种提高锑精矿品位的方法，涉及浮选粗精矿再磨工艺及精选作业添加抑制剂。
背景技术
锑是一种银白色、性脆、无延展性的金属，纯金属的用量很少，而含锑合金及锑化合物则用途十分广泛。含锑铅基合金耐腐蚀，是生产车船用蓄电池电极板、化工泵、化工管道、电缆包皮的首选材料；锑与锡、铝、铜的合金强度高，极耐磨损，是制造轴承、轴衬及齿轮的绝好材料，锑也被用在生物学或医学领域，电子材料等领域。
锑在自然界中约有75种矿物，但主要存在于硫化矿物辉锑矿(Sb2S3)中，其次存在于脆硫锑铅矿、硫锑铅矿中。单一锑矿石含锑大于10％～12％的富矿，可直接提炼，而低于10％～12％的锑矿石和综合性矿石都进行选矿。
锑矿石的常用选矿方法有手选、重选、重介质选、浮选等。手选是利用锑矿石中含锑矿物与脉石在颜色、光泽、形状上的差异进行的。该方法虽然原始，且劳动强度较大，但用于锑矿石选矿仍具有特殊意义：因为锑矿物常呈粗大单体结晶或块状集合体晶体产出，手选常能得到品位较高的块锑精矿，适合于锑冶金厂竖式焙烧炉的技术要求；手选能降低选矿生产成本和能耗，因此它在我国广泛使用。
重选对于大多数锑矿石选厂均适用，因为锑矿物属于密度大、粒度粗的矿物，易于用重选方法与脉石分离。不论单一硫化锑矿石或硫化氧化混合锑矿石，均具有较好的重选条件。且重选费用低廉，又能在较粗粒度范围内、分选出大量合格粗粒精矿，并丢弃大量脉石，因此，重选仍是当今锑选矿工作者乐于采用的选矿方法。有时，它即使不能直接选出合格锑精矿，然而作为锑浮选作业的预选作业，也常被人接受，特别是浮选在现阶段处理氧化锑矿石的困难很多的情况下，因而重选成了氧化锑矿石的主要选矿方法。
重介质选矿常作锑矿石的预选作业。实践证明，除了含晶洞结构的锑矿石外，都可以采用重介质选矿。重介质选矿的难点是加重剂的选择、介质的制备和回收。用作加重剂的物质，实践表明：砂轮厂的钢玉废料(硅铁)是比较理想的。该材料磁性物含量为70～98％，化学成分主要是硅和铁，经过选矿厂介质制备系统磨细至小于74微米占98％后作加重剂，使介质密度保持在2.65克/cm3左右是完全可能的，而且易于回收再用。
浮选是选锑矿物最主要的选矿方法。硫化锑矿物属易浮矿物，大多采用浮选方法提高矿石品位。其中：辉锑矿常先用铅盐作活化剂，也有用铜盐或铅盐铜盐兼用的，然后用捕收剂浮选。氧化锑矿则属难浮矿石。
根据《YS/T385—2006》锑精矿质量标准要求，粉精矿分为四个级别，一级品，锑的精矿品位不小于55％；二级品，提的精矿品位不小于45％；三级品，锑的精矿品位不小于35％；四级品，锑的精矿品位不小于30％，所以，锑精矿品位的高低直接影响品级和企业效益。
发明内容
本发明的目的是提供一种提高锑精矿品位的方法。
微细粒浸染型的锑矿石，部分锑矿物粒度很细，且与石英关系密切，常被石英包裹，多呈浸染状分布，这部分锑矿物单体解离困难，对锑的品位提高影响较大。
本发明的步骤如下：
(1)、一段磨矿分级作业：
不同的锑矿石，由于锑的粒度组成及赋存状态不同，磨矿粒度组成也不相同，将锑矿石进行磨矿，控制磨矿粒度在-0.074mm，质量百分比含量60％～80％；
(2)、加入浮选药剂进行浮选作业：
将步骤(1)的矿浆质量百分比浓度调整至28％～38％；粗选一：加入H2SO4对矿浆进行调浆，PH值控制在5.5～6.5，作用时间为5～10分钟；接着加入硝酸铅对锑矿物进行活化，用量为200～600g/t原矿，作用时间为5～10分钟；接着加入捕收剂丁基黄药和丁铵黑药，用量为丁基黄药60～80g/t原矿，丁铵黑药30～40g/t原矿，丁基黄药和丁铵黑药加入的质量比例为2:1，作用时间为2～5分钟；最后加入MIBC(甲基异丁基甲醇)30～40g/t原矿，作用时间为2分钟，浮选时间为4分钟；粗选二：作业保持PH值控制在5.5～6.5，硝酸铅、丁基黄药、丁铵黑药和MIBC(甲基异丁基甲醇)的用量为粗选一的1/2，将两次粗选精矿合并，进入下一步精选作业；
(3)、再磨作业：
两次粗选后的粗精矿，进行再磨作业，一般控制磨矿粒度在-0.045mm，质量百分比含量70％～90％；
(4)、精选作业：
再磨后的矿浆加入H2SO4进行调浆，PH值和粗选保持一致，作用时间为5～10分钟；精选一作业，加入硅酸钠400～600g/t原矿，作用时间为3～5分钟；再加入硝酸铅100～400g/t原矿，作用时间为2～5分钟，精选一浮选时间3分钟；精选二、精选三只需保持PH值和粗选一致即可，无需添加药剂，精选二的浮选时间为2.5分钟，精选三的浮选时间2分钟。
本发明的有益效果：
该性质的锑矿石，利用常规的浮选、粗精矿再磨工艺，精选作业添加抑制剂的方法，就可以得到较好的回收指标，工艺流程简单，操作方便，生产成本低，在回收率基本不变的情况下，锑的品位得到显著提高。
本发明的技术原理：
(一)精矿再磨工艺：
1、如果矿石中含有两种或两种以上有用矿物，它们是互相连生的、每种有用矿物的嵌布粒度较细，但它们的集合体较粗，在这种情况下，可以采用精矿再磨流程，第一段磨矿粗磨，先使有用矿物的集合体与脉石解离，经浮选后，得到混合精矿和废弃尾矿，然后对混合精矿进行第二段磨矿.进一步使集合体的各种有用矿物单体解离，再进行浮选分离，得到每种有用矿物的精矿；
2、经一段磨矿浮选后，可以得到贫精矿(即含有部分有用矿物和脉石矿物的连生体)和可以废弃的尾矿时.可以对贫精矿再磨后进一步浮选，得到合格的精矿，以上两种情况如采用一段流程，一次磨到每种有用矿物全部单体解离的细度，则可能造成过磨泥化，也会使磨矿费用提高。本发明经一段磨矿浮选后，得到贫精矿(锑粗精矿)，对锑粗精矿再磨，使锑的单体解离度更高，经一步精选后，可提高锑精矿品位。
(二)精选添加抑制剂：抑制剂是提高矿物亲水性或阻止矿物同捕收剂作用，使其可浮性受到抑制。如用石灰抑制黄铁矿，用硫酸锌及氰化物抑制闪锌矿，用水玻璃抑制硅酸盐脉石等，本发明是在精选的过程中添加硅酸钠作为抑制剂，硅酸钠又称水玻璃，是一种无机胶体，是浮选作业最常使用的抑制剂。水玻璃对石英、硅酸盐类矿物以及铝硅酸盐矿物(如云母、长石、石榴子石等)有很好的抑制作用，做为脉石的抑制剂大量使用。硅酸钠的抑制作用，主要是HSiO3 －和H2SiO3，硅酸分子H2SiO3和硅酸离子HSiO3 －具有较强的水化性，是一种亲水性很强的胶粒和离子，HSiO3 －和H2SiO3与硅酸盐矿物具有相同的酸根，容易在石英及硅酸盐矿物的表面发生吸附，形成亲水性薄膜，增大矿物表面的亲水性，使之受到抑制。
具体实施方式：
本发明的步骤如下：
(1)、一段磨矿分级作业：
不不同的锑矿石，由于锑的粒度组成及赋存状态不同，磨矿粒度组成也不相同，将锑矿石进行磨矿，控制磨矿粒度在-0.074mm，质量百分比含量60％～80％；
(2)、加入浮选药剂进行浮选作业：
将步骤(1)的矿浆质量百分比浓度调整至28％～38％；粗选一：加入H2SO4对矿浆进行调浆，PH值控制在5.5～6.5，作用时间为5～10分钟；接着加入硝酸铅对锑矿物进行活化，用量为200～600g/t原矿，作用时间为5～10分钟；接着加入捕收剂丁基黄药和丁铵黑药，用量为丁基黄药60～80g/t原矿，丁铵黑药30～40g/t原矿，丁基黄药和丁铵黑药加入的质量比例为2:1，作用时间为2～5分钟；最后加入MIBC(甲基异丁基甲醇)30～40g/t原矿，作用时间为2分钟，浮选时间为4分钟；粗选二：作业保持PH值控制在5.5～6.5，硝酸铅、丁基黄药、丁铵黑药和MIBC(甲基异丁基甲醇)的用量为粗选一的1/2，将两次粗选精矿合并，进入下一步精选作业；
(3)、再磨作业：
两次粗选后的粗精矿，进行再磨作业，一般控制磨矿粒度在-0.045mm，质量百分比含量70％～90％；
(4)、精选作业：
再磨后的矿浆加入H2SO4进行调浆，PH值和粗选保持一致，作用时间为5～10分钟；精选一作业，加入硅酸钠400～600g/t原矿，作用时间为3～5分钟；再加入硝酸铅100～400g/t原矿，作用时间为2～5分钟，精选一浮选时间3分钟；精选二、精选三只需保持PH值和粗选一致即可，无需添加药剂，精选二的浮选时间为2.5分钟，精选三的浮选时间2分钟。
本发明的优点在于：该性质的锑矿石，利用常规的浮选、粗精矿再磨工艺，精选作业添加抑制剂的方法，就可以得到较好的回收指标，工艺流程简单，操作方便，生产成本低，在回收率基本不变的情况下，锑的品位得到显著提高。
矿石中元素的分析结果
该锑矿石，原矿多元素分析结果见表1，Sb物相分析结果分别见表2。
表1试验所用物料多元素分析
| 元素 | Au(g/t) | Ag(g/t) | Sb | Cu | Pb | Zn | Fe |
| 含量(％) | ＜0.10 | 1.6 | 2.02 | 0.0045 | 0.001 | 0.0074 | 2.95 |
| 元素 | S | As | C | CaO | MgO | Al2O3 | SiO2 |
| 含量(％) | 1.58 | 0.18 | 2.12 | 5.97 | 0.94 | 4.31 | 74.53 |
| 元素 | Be | Cr | Ni | Hg | Cd | V | MnO |
| 含量(％) | ＜0.005 | ＜0.005 | ＜0.005 | 未验出 | 未验出 | ＜0.005 | 0.057 |
| 元素 | Tl | Co | |||||
| 含量(％) | 未验出 | ＜0.001 |
表2原矿锑物相分析结果
| 相别 | Sb/硫化物 | Sb/锑酸盐 | Sb/氧化物 | 总Sb |
| 含量(％) | 1.88 | 0.05 | 0.09 | 2.02 |
| 相对含量(％) | 93.07 | 2.48 | 4.45 | 100.00 |
常规浮选结果
该矿石常规浮选(精选不再磨、不添加抑制剂)的闭路试验结果见表3。
表3常规浮选闭路试验结果
| 产物名称 | 产率(％) | 锑品位(％) | 锑回收率(％) |
| 锑精矿 | 4.39 | 42.09 | 91.05 |
| 尾矿 | 95.61 | 0.19 | 8.95 |
| 原矿 | 100.00 | 2.03 | 100.00 |
试验结果表明：采用常规浮选流程，锑精矿品位仅为42.09％，按照锑精矿质量标准要求，仅为3级品。
本发明的浮选过程和结果
实施例1：
(1)、一段磨矿分级作业：
磨矿粒度在-0.074mm，质量百分比含量70％；
(2)、加入浮选药剂进行浮选作业：
将步骤(1)的矿浆质量百分比浓度调整至28％；粗选一加入H2SO4对矿浆进行调浆，PH值控制在5.5～6.5，作用时间为5分钟；接着加入硝酸铅对锑矿物进行活化，用量为400g/t原矿，作用时间为5分钟；接着加入捕收剂丁基黄药和丁铵黑药，用量为丁基黄药80g/t原矿，丁铵黑药40g/t原矿，作用时间为2分钟；最后加入MIBC(甲基异丁基甲醇)40g/t原矿，作用时间为2分钟，浮选时间为4分钟，粗选二作业保持PH值，硝酸铅、丁基黄药、丁铵黑药和MIBC(甲基异丁基甲醇)加入量为粗选一的1/2，将两次粗选精矿合并，进入下一步精选作业。
(3)、再磨作业：
两次粗选后的粗精矿，进行再磨作业，一般控制磨矿粒度在-0.045mm，质量百分比含量80％；
(4)、精选作业：
再磨后的矿浆加入H2SO4进行调浆，PH值和粗选保持一致，作用时间为5分钟；精选一作业，加入硅酸钠600g/t原矿，作用时间为3分钟；再加入硝酸铅200g/t原矿，作用时间为2分钟，精选一浮选时间分别3分钟；精选二、精选三只需保持PH值和粗选一致即可，无需添加药剂，浮选时间分别为2.5分钟、2分钟。试验结果如下表4所示。
表4实施例1试验结果
| 产物名称 | 产率(％) | 锑品位(％) | 锑回收率(％) |
| 锑精矿 | 3.63 | 51.13 | 91.45 |
| 尾矿 | 96.37 | 0.18 | 8.55 |
| 原矿 | 100.00 | 2.03 | 100.00 |
实施例2：
(1)、一段磨矿分级作业：
磨矿粒度在-0.074mm，质量百分比含量75％；
(2)、加入浮选药剂进行浮选作业：
将步骤(1)的矿浆浓度调整至33％；粗选一加入H2SO4对矿浆进行调浆，PH值控制5.5～6.5，作用时间为5分钟；接着加入硝酸铅对锑矿物进行活化，用量为400g/t原矿，作用时间为5分钟；接着加入捕收剂丁基黄药和丁铵黑药，用量为丁基黄药70g/t原矿，丁铵黑药35g/t原矿，作用时间为2分钟；最后加入MIBC(甲基异丁基甲醇)40g/t原矿，作用时间为2分钟，浮选时间为4分钟，粗选二作业保持PH值，硝酸铅、丁基黄药、丁铵黑药和MIBC(甲基异丁基甲醇)的加入量为粗选一的1/2，将两次粗选精矿合并，进入下一步精选作业；
(3)、再磨作业：
两次粗选后的粗精矿，进行再磨作业，一般控制磨矿粒度在-0.045mm，质量百分比含量85％；
(4)、精选作业：
再磨后的矿浆加入H2SO4进行调浆，PH值和粗选保持一致，作用时间为5分钟；精选一作业，加入硅酸钠400g/t原矿，作用时间为3分钟；再加入硝酸铅200g/t原矿，作用时间为2分钟，精选一浮选时间分别3分钟；精选二、精选三只需保持PH值和粗选一致即可，无需添加药剂，浮选时间分别为2.5分钟、2分钟。试验结果如下表5所示。
表5实施例2试验结果
| 产物名称 | 产率(％) | 锑品位(％) | 锑回收率(％) |
| 锑精矿 | 3.60 | 51.26 | 91.41 |
| 尾矿 | 96.40 | 0.18 | 8.59 |
| 原矿 | 100.00 | 2.02 | 100.00 |
实施例3：
(1)、一段磨矿分级作业：磨矿粒度在-0.074mm，质量百分比含量80％；
(2)、加入浮选药剂进行浮选作业：
将步骤(1)的矿浆浓度调整至33％；粗选一加入H2SO4对矿浆进行调浆，PH值控制在5.5～6.5，作用时间为5分钟；接着加入硝酸铅对锑矿物进行活化，用量为500g/t原矿，作用时间为5分钟；接着加入捕收剂丁基黄药和丁铵黑药，用量为丁基黄药60g/t原矿，丁铵黑药30g/t原矿，作用时间为2分钟；最后加入MIBC(甲基异丁基甲醇)40g/t原矿，作用时间为2分钟，浮选时间为4分钟，粗选二作业保持PH值，硝酸铅、丁基黄药、丁铵黑药和MIBC(甲基异丁基甲醇)的加入量为粗选一的1/2，将两次粗选精矿合并，进入下一步精选作业；
(3)、再磨作业：
两次粗选后的粗精矿，进行再磨作业，一般控制磨矿粒度在-0.045mm，质量百分比含量90％；
(4)精选作业：
再磨后的矿浆加入H2SO4进行调浆，PH值和粗选保持一致，作用时间为5分钟；精选一作业，加入硅酸钠500g/t原矿，作用时间为3分钟；再加入硝酸铅300g/t原矿，作用时间为2分钟，精选一浮选时间分别3分钟；精选二、精选三只需保持PH值和粗选一致即可，无需添加药剂，浮选时间分别为2.5分钟、2分钟。试验结果如下表6所示。
表6实施例3试验结果
| 产物名称 | 产率(％) | 锑品位(％) | 锑回收率(％) |
| 锑精矿 | 3.68 | 50.58 | 91.48 |
| 尾矿 | 96.32 | 0.18 | 8.52 |
| 原矿 | 100.00 | 2.03 | 100.00 |
Claims (1)
1.一种提高锑精矿品位的方法，该方法包括以下步骤：
(1)、不同的锑矿石，由于锑的粒度组成及赋存状态不同，磨矿粒度组成也不相同，将锑矿石进行磨矿，控制磨矿粒度在-0.074mm，质量百分比含量60％～80％；
(2)、加入浮选药剂进行浮选作业：
将步骤(1)的矿浆质量百分比浓度调整至28％～38％；粗选一：加入H2SO4对矿浆进行调浆，PH值控制在5.5～6.5，作用时间为5～10分钟；接着加入硝酸铅对锑矿物进行活化，用量为200～600g/t原矿，作用时间为5～10分钟；接着加入捕收剂丁基黄药和丁铵黑药，用量为丁基黄药60～80g/t原矿，丁铵黑药30～40g/t原矿，丁基黄药和丁铵黑药加入的质量比例为2:1，作用时间为2～5分钟；最后加入MIBC(甲基异丁基甲醇)30～40g/t原矿，作用时间为2分钟，浮选时间为4分钟；粗选二：作业保持PH值控制在5.5～6.5，硝酸铅、丁基黄药、丁铵黑药和MIBC的用量为粗选一的1/2，将两次粗选精矿合并，进入下一步精选作业；
(3)、再磨作业：
两次粗选后的粗精矿，进行再磨作业，控制磨矿粒度在-0.045mm，质量百分比含量70％～90％；
(4)、精选作业：
再磨后的矿浆加入H2SO4进行调浆，PH值和粗选保持一致，作用时间为5～10分钟；精选一作业，加入硅酸钠400～600g/t原矿，作用时间为3～5分钟；再加入硝酸铅100～400g/t原矿，作用时间为2～5分钟，精选一浮选时间3分钟；精选二、精选三只需保持PH值和粗选一致即可，无需添加药剂，精选二的浮选时间为2.5分钟，精选三的浮选时间为2分钟。
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| CN201510611861.8A CN105170336A (zh) | 2015-09-24 | 2015-09-24 | 一种提高锑精矿品位的方法 |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| CN201510611861.8A CN105170336A (zh) | 2015-09-24 | 2015-09-24 | 一种提高锑精矿品位的方法 |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| CN105170336A true CN105170336A (zh) | 2015-12-23 |
Family
ID=54893037
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| CN201510611861.8A Pending CN105170336A (zh) | 2015-09-24 | 2015-09-24 | 一种提高锑精矿品位的方法 |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| CN (1) | CN105170336A (zh) |
Cited By (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN107243415A (zh) * | 2017-07-31 | 2017-10-13 | 中国恩菲工程技术有限公司 | 处理氧化锑矿石的方法 |
| CN108262155A (zh) * | 2018-03-27 | 2018-07-10 | 中国恩菲工程技术有限公司 | 回收细粒氧化锑矿的方法 |
| CN108580052A (zh) * | 2018-01-08 | 2018-09-28 | 中国恩菲工程技术有限公司 | 用于氧化锑矿浮选回收的复合调整剂和氧化锑矿浮选方法 |
| CN110216015A (zh) * | 2019-05-28 | 2019-09-10 | 西北矿冶研究院 | 一种硫化、氧化混合锑矿的选矿药剂及其制备方法和应用 |
| CN113333149A (zh) * | 2021-05-13 | 2021-09-03 | 西北矿冶研究院 | 一种集合体嵌布辉锑矿的选矿方法 |
Citations (8)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN85100345A (zh) * | 1985-04-01 | 1986-08-20 | 中南工业大学 | 硫化锑矿石弱酸性浮选 |
| CN1035680A (zh) * | 1988-03-07 | 1989-09-20 | 西安有色金属研究所 | 汞锑复合矿的汞锑分离法 |
| RU1345418C (ru) * | 1986-01-06 | 1994-11-30 | Иркутский государственный научно-исследовательский институт редких и цветных металлов | Способ подготовки реагентов для флотации золотосурьмяных руд |
| CN101623673A (zh) * | 2009-07-01 | 2010-01-13 | 湖南有色金属研究院 | 一种锑矿的选矿方法 |
| CN103464281A (zh) * | 2013-09-12 | 2013-12-25 | 广西华锡集团股份有限公司车河选矿厂 | 高碳高硫脆硫锑铅矿的回收方法 |
| CN103480496A (zh) * | 2013-09-29 | 2014-01-01 | 中南大学 | 一种低品位氧化锑矿硫化焙烧浮选工艺 |
| CN104128245A (zh) * | 2014-07-09 | 2014-11-05 | 湖南安化渣滓溪矿业有限公司 | 一种辉锑矿的浮选工艺 |
| CA2880395A1 (en) * | 2014-01-31 | 2015-03-23 | Marcus Tomlinson | Process for separation of at least one metal sulfide from a mixed sulfide ore or concentrate |
-
2015
- 2015-09-24 CN CN201510611861.8A patent/CN105170336A/zh active Pending
Patent Citations (8)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN85100345A (zh) * | 1985-04-01 | 1986-08-20 | 中南工业大学 | 硫化锑矿石弱酸性浮选 |
| RU1345418C (ru) * | 1986-01-06 | 1994-11-30 | Иркутский государственный научно-исследовательский институт редких и цветных металлов | Способ подготовки реагентов для флотации золотосурьмяных руд |
| CN1035680A (zh) * | 1988-03-07 | 1989-09-20 | 西安有色金属研究所 | 汞锑复合矿的汞锑分离法 |
| CN101623673A (zh) * | 2009-07-01 | 2010-01-13 | 湖南有色金属研究院 | 一种锑矿的选矿方法 |
| CN103464281A (zh) * | 2013-09-12 | 2013-12-25 | 广西华锡集团股份有限公司车河选矿厂 | 高碳高硫脆硫锑铅矿的回收方法 |
| CN103480496A (zh) * | 2013-09-29 | 2014-01-01 | 中南大学 | 一种低品位氧化锑矿硫化焙烧浮选工艺 |
| CA2880395A1 (en) * | 2014-01-31 | 2015-03-23 | Marcus Tomlinson | Process for separation of at least one metal sulfide from a mixed sulfide ore or concentrate |
| CN104128245A (zh) * | 2014-07-09 | 2014-11-05 | 湖南安化渣滓溪矿业有限公司 | 一种辉锑矿的浮选工艺 |
Cited By (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN107243415A (zh) * | 2017-07-31 | 2017-10-13 | 中国恩菲工程技术有限公司 | 处理氧化锑矿石的方法 |
| CN108580052A (zh) * | 2018-01-08 | 2018-09-28 | 中国恩菲工程技术有限公司 | 用于氧化锑矿浮选回收的复合调整剂和氧化锑矿浮选方法 |
| CN108262155A (zh) * | 2018-03-27 | 2018-07-10 | 中国恩菲工程技术有限公司 | 回收细粒氧化锑矿的方法 |
| CN110216015A (zh) * | 2019-05-28 | 2019-09-10 | 西北矿冶研究院 | 一种硫化、氧化混合锑矿的选矿药剂及其制备方法和应用 |
| CN113333149A (zh) * | 2021-05-13 | 2021-09-03 | 西北矿冶研究院 | 一种集合体嵌布辉锑矿的选矿方法 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| CN101884951B (zh) | 细粒和微细粒锡石联合选矿工艺 | |
| WO2021037243A1 (zh) | 一种低碱先浮后磁的含磁黄铁矿选矿方法 | |
| CN102909130B (zh) | 一种白钨选矿方法 | |
| CN106984425B (zh) | 一种低品位微细粒锡矿石的分质分级分流处理方法 | |
| CN105170336A (zh) | 一种提高锑精矿品位的方法 | |
| CN107252731A (zh) | 一种含铁闪锌矿、磁黄铁矿微细粒嵌布型铅锌硫化矿选矿方法 | |
| CN102886300B (zh) | 一种从白云鄂博尾矿中回收钪的选矿方法 | |
| CN107413515A (zh) | 一种微细粒嵌布锡石选矿方法 | |
| CN103949318B (zh) | 低品级硅钙质胶磷矿的细筛再磨混合浮选方法 | |
| CN110404667B (zh) | 一种从风化高泥碳酸盐型铌多金属矿中回收富钙烧绿石的方法 | |
| CN101905190A (zh) | 一种胶磷矿的选矿方法 | |
| CN111940118B (zh) | 一种含次生铜低品位铜硫矿石的回收方法 | |
| CN102151607A (zh) | 一种含复杂磁黄铁矿铜硫铁矿石磁浮联合分选的方法 | |
| CN105944825B (zh) | 一种细粒赤铁矿的选矿脱硅富集方法 | |
| CN109647616B (zh) | 从铜炉渣浮选尾矿中综合回收磁铁矿和铜矿物的方法 | |
| CN105381870A (zh) | 一种氧化钼矿的选矿富集方法 | |
| CN106583051B (zh) | 一种锂铌钽多金属资源全泥浮选共富集回收的方法 | |
| CN107234006A (zh) | 一种高铜镍比矿物的浮选方法 | |
| CN102274797A (zh) | 一种提高含菱铁矿石分选指标的分选工艺 | |
| CN113731637B (zh) | 一种低品位混合型胶磷矿浮选方法 | |
| CN110773327A (zh) | 一种氧化脉锡矿细粒锡石浮选回收的方法 | |
| CN111013826B (zh) | 一种微细粒矿物浮选回收方法 | |
| CN109647613B (zh) | 一种提高铜铁矿回收浮选技术 | |
| CN115007327B (zh) | 高碳难选硫铁矿的选矿方法 | |
| CN109569873A (zh) | 一种提前回收高铅贫锌铅锌矿中铅矿物的工艺方法 |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| C06 | Publication | ||
| PB01 | Publication | ||
| C10 | Entry into substantive examination | ||
| SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
| WD01 | Invention patent application deemed withdrawn after publication |
Application publication date: 20151223 |
|
| WD01 | Invention patent application deemed withdrawn after publication |