CN108176516B - 一种金锑共生矿石的选矿工艺 - Google Patents
一种金锑共生矿石的选矿工艺 Download PDFInfo
- Publication number
- CN108176516B CN108176516B CN201711458526.4A CN201711458526A CN108176516B CN 108176516 B CN108176516 B CN 108176516B CN 201711458526 A CN201711458526 A CN 201711458526A CN 108176516 B CN108176516 B CN 108176516B
- Authority
- CN
- China
- Prior art keywords
- fine
- tailings
- scavenging
- iii
- roughing
- 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.)
- Active
Links
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 24
- 239000011707 mineral Substances 0.000 title claims abstract description 24
- KAPYVWKEUSXLKC-UHFFFAOYSA-N [Sb].[Au] Chemical compound [Sb].[Au] KAPYVWKEUSXLKC-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 13
- 238000000926 separation method Methods 0.000 title claims description 42
- 230000002000 scavenging effect Effects 0.000 claims abstract description 43
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 claims abstract description 30
- 229910052787 antimony Inorganic materials 0.000 claims abstract description 20
- WATWJIUSRGPENY-UHFFFAOYSA-N antimony atom Chemical compound [Sb] WATWJIUSRGPENY-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 20
- 238000000227 grinding Methods 0.000 claims abstract description 12
- 239000006260 foam Substances 0.000 claims abstract description 11
- 238000012545 processing Methods 0.000 claims abstract description 4
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 claims abstract description 3
- TUZCOAQWCRRVIP-UHFFFAOYSA-N butoxymethanedithioic acid Chemical compound CCCCOC(S)=S TUZCOAQWCRRVIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 15
- 238000000034 method Methods 0.000 claims description 14
- RLJMLMKIBZAXJO-UHFFFAOYSA-N lead nitrate Chemical compound [O-][N+](=O)O[Pb]O[N+]([O-])=O RLJMLMKIBZAXJO-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 9
- 239000004115 Sodium Silicate Substances 0.000 claims description 6
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 6
- HQABUPZFAYXKJW-UHFFFAOYSA-O butylazanium Chemical compound CCCC[NH3+] HQABUPZFAYXKJW-UHFFFAOYSA-O 0.000 claims description 6
- 229910000365 copper sulfate Inorganic materials 0.000 claims description 6
- ARUVKPQLZAKDPS-UHFFFAOYSA-L copper(II) sulfate Chemical compound [Cu+2].[O-][S+2]([O-])([O-])[O-] ARUVKPQLZAKDPS-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 6
- GCLGEJMYGQKIIW-UHFFFAOYSA-H sodium hexametaphosphate Chemical compound [Na]OP1(=O)OP(=O)(O[Na])OP(=O)(O[Na])OP(=O)(O[Na])OP(=O)(O[Na])OP(=O)(O[Na])O1 GCLGEJMYGQKIIW-UHFFFAOYSA-H 0.000 claims description 6
- 235000019982 sodium hexametaphosphate Nutrition 0.000 claims description 6
- NTHWMYGWWRZVTN-UHFFFAOYSA-N sodium silicate Chemical compound [Na+].[Na+].[O-][Si]([O-])=O NTHWMYGWWRZVTN-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 6
- 229910052911 sodium silicate Inorganic materials 0.000 claims description 6
- 239000001577 tetrasodium phosphonato phosphate Substances 0.000 claims description 6
- 239000003814 drug Substances 0.000 claims description 5
- 239000000843 powder Substances 0.000 claims description 4
- 239000002245 particle Substances 0.000 claims description 3
- 229940079593 drug Drugs 0.000 claims 1
- 239000010931 gold Substances 0.000 description 18
- PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N gold Chemical compound [Au] PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 17
- 229910052737 gold Inorganic materials 0.000 description 17
- 229910052959 stibnite Inorganic materials 0.000 description 11
- IHBMMJGTJFPEQY-UHFFFAOYSA-N sulfanylidene(sulfanylidenestibanylsulfanyl)stibane Chemical compound S=[Sb]S[Sb]=S IHBMMJGTJFPEQY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 11
- 238000012360 testing method Methods 0.000 description 10
- PAWQVTBBRAZDMG-UHFFFAOYSA-N 2-(3-bromo-2-fluorophenyl)acetic acid Chemical compound OC(=O)CC1=CC=CC(Br)=C1F PAWQVTBBRAZDMG-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 8
- MJLGNAGLHAQFHV-UHFFFAOYSA-N arsenopyrite Chemical compound [S-2].[Fe+3].[As-] MJLGNAGLHAQFHV-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 7
- 229910052964 arsenopyrite Inorganic materials 0.000 description 7
- 238000005188 flotation Methods 0.000 description 7
- 229910052785 arsenic Inorganic materials 0.000 description 6
- RQNWIZPPADIBDY-UHFFFAOYSA-N arsenic atom Chemical compound [As] RQNWIZPPADIBDY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 5
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 3
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 3
- YNTQKXBRXYIAHM-UHFFFAOYSA-N azanium;butanoate Chemical compound [NH4+].CCCC([O-])=O YNTQKXBRXYIAHM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- JMANVNJQNLATNU-UHFFFAOYSA-N oxalonitrile Chemical compound N#CC#N JMANVNJQNLATNU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910052683 pyrite Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000011028 pyrite Substances 0.000 description 2
- NIFIFKQPDTWWGU-UHFFFAOYSA-N pyrite Chemical compound [Fe+2].[S-][S-] NIFIFKQPDTWWGU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000010453 quartz Substances 0.000 description 2
- VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N silicon dioxide Inorganic materials O=[Si]=O VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910021532 Calcite Inorganic materials 0.000 description 1
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000007547 defect Effects 0.000 description 1
- 239000006185 dispersion Substances 0.000 description 1
- 238000003912 environmental pollution Methods 0.000 description 1
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 1
- 238000002386 leaching Methods 0.000 description 1
- 238000002156 mixing Methods 0.000 description 1
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 1
- 238000012986 modification Methods 0.000 description 1
- 230000004048 modification Effects 0.000 description 1
- 239000000178 monomer Substances 0.000 description 1
- 238000005457 optimization Methods 0.000 description 1
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 description 1
- 229910052655 plagioclase feldspar Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000001698 pyrogenic effect Effects 0.000 description 1
- 238000004064 recycling Methods 0.000 description 1
- 238000011160 research Methods 0.000 description 1
- 238000012216 screening Methods 0.000 description 1
- 239000002893 slag Substances 0.000 description 1
- 230000009897 systematic effect Effects 0.000 description 1
Images
Classifications
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
- B03D—FLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
- B03D1/00—Flotation
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
- B03D—FLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
- B03D2203/00—Specified materials treated by the flotation agents; Specified applications
- B03D2203/02—Ores
- B03D2203/025—Precious metal ores
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
本发明涉及一种金锑共生矿石的选矿工艺。该工艺包括以下步骤:将‑2mm的原矿用球磨机进行磨矿;将磨矿后的矿浆进行粗选Ⅰ,对粗选Ⅰ刮出的泡沫产品进行精选Ⅰ;精选Ⅰ刮出的泡沫为锑精矿,精选Ⅰ得到的尾矿为精尾Ⅰ;将粗选Ⅰ的尾矿和精选Ⅰ得到的精尾Ⅰ合到一起,再进行经过一次粗选、三次精选、四次扫选,得到混合精矿和最终尾矿。有益效果:本发明采用部分优先浮选锑,使可浮性较好的部分辉锑矿优先上浮,优先浮选出锑品位高、含金低的锑精矿;然后采用混合浮选工艺流程,使未单体解离的辉锑矿与载金矿物毒砂一起上浮,得到混合精矿,提高了矿石的综合回收价值。
Description
技术领域
本发明属于选矿技术领域,特别涉及一种金锑共生矿石的选矿工艺。
背景技术
对于金锑共生的矿石,若直接采用火法工艺回收锑,金在炉渣中分散损失较高,且环境污染较严重;若直接采用氰化法回收金,由于辉锑矿要消耗溶液中的氧和氰,致使直接氰化浸出难以有效进行。因此,有必要对金锑共生矿石的选冶分离提取技术进行研究。
矿石矿物组成比较简单,金属矿物主要为硫化物,为辉锑矿及毒砂。非金属矿物为石英及少量方解石、斜长石、绢云母等。辉锑矿是矿石中主要金属矿物,与毒砂共生关系密切,呈他形粒状分布于脉石间隙或毒砂裂隙中。矿石中金矿物主要为自然金,金矿物主要与毒砂共生关系密切,其次与辉锑矿、石英共生。
该矿石含砷高,主要含砷矿物为砷黄铁矿,砷黄铁矿作为金的主要载体矿物,与辉锑矿共生关系密切,二者的嵌布关系复杂,不易通过磨矿解离。采用优先浮选工艺流程,浮选锑过程中砷难被抑制,进入到锑精矿中,影响锑精矿质量,同时也使锑精矿中金含量增加;采用混合浮选工艺流程,辉锑矿与含金的砷黄铁矿以及其他硫化物一同进入浮选精矿,造成浮选精矿中金、锑品位难以提高。因此,有必要提出有效的技术方案,解决上述问题。
发明内容
为克服上述现有技术的缺点,本发明的目的在于提供一种金锑共生矿石的选矿工艺。本发明分级浮选,有效浮选出锑精矿和混合精矿。
为了实现上述目的,本发明采用的技术方案是:
一种金锑共生矿石的选矿工艺,包括如下步骤:
步骤1,将原矿进行磨矿:将-2mm的原矿用球磨机进行磨矿;
步骤2,将磨矿后的矿浆进行粗选Ⅰ,对粗选Ⅰ刮出的泡沫产品进行精选Ⅰ,得到的尾矿为粗选Ⅰ的尾矿;精选Ⅰ刮出的泡沫为锑精矿,精选Ⅰ得到的尾矿为精尾Ⅰ;
步骤3,将粗选Ⅰ的尾矿和精选Ⅰ得到的精尾Ⅰ合到一起,再进行粗选Ⅱ,粗选Ⅱ的精矿依次进行精选Ⅱ、精选Ⅲ、精选IV,精选Ⅱ、精选Ⅲ、精选IV,得到的尾矿分别为精尾Ⅱ、精尾Ⅲ、精尾IV;粗选Ⅱ的尾矿依次进行扫选Ⅰ、扫选Ⅱ、扫选Ⅲ、扫选IV,扫选Ⅰ、扫选Ⅱ、扫选Ⅲ、扫选IV得到的精矿分别为中矿Ⅰ、中矿Ⅱ、中矿Ⅲ、中矿IV;精选IV得到的精矿即为混合精矿;扫选IV得到的尾矿即为最终尾矿。
进一步,所述步骤1中,磨矿产品-0.074mm含量为85%。
进一步,以原矿计,所述步骤2中,进行粗选Ⅰ时依次加入硫酸2000g/t,硝酸铅1000g/t,2#油40g/t,进行精选Ⅰ时,不再添加药剂;精选Ⅰ刮出的泡沫即为锑精矿。
进一步,以原矿计,所述步骤3中,进行粗选Ⅱ时依次加入硅酸钠1000g/t,六偏磷酸钠100g/t,硝酸铅600g/t,硫酸铜200g/t,丁基黄药50g/t,丁铵黑药60g/t,2#油25g/t;进行扫选Ⅰ时,依次添加硅酸钠500g/t,六偏磷酸钠50g/t,硝酸铅300g/t,硫酸铜200g/t,丁基黄药20g/t,丁铵黑药30g/t,2#油20g/t;进行扫选Ⅱ时,依次添加丁基黄药10g/t,丁铵黑药20g/t,2#油20g/t;进行扫选Ⅲ时,依次添加丁基黄药10g/t,丁铵黑药20g/t,2#油10g/t;进行扫选IV时,依次添加丁基黄药10g/t,丁铵黑药20g/t,2#油10g/t;进行精选Ⅱ、精选Ⅲ、精选IV时,不再添加药剂;精选IV得到的精矿即为混合精矿;扫选IV得到的尾矿即为最终尾矿。
进一步,在所述步骤3中,精尾Ⅱ返回粗选Ⅱ,精尾Ⅲ返回精选Ⅱ,精尾IV返回精选Ⅲ;中矿Ⅰ返回粗选Ⅱ,中矿Ⅱ返回扫选Ⅰ,中矿Ⅲ返回扫选Ⅱ,中矿IV返回扫选Ⅲ。
有益效果:本发明采用部分优先浮选锑,使可浮性较好的部分辉锑矿优先上浮,优先浮选出锑品位高、含金低的锑精矿;然后采用混合浮选工艺流程,使未单体解离的辉锑矿与载金矿物毒砂一起上浮,得到混合精矿,提高了矿石的综合回收价值。
附图说明
图1为本发明一种金锑共生矿石的选矿工艺闭路试验流程图。
具体实施方式
下面结合附图对本发明一种金锑共生矿石的选矿工艺进行详细说明,很显然,所描述的实施例是本发明的一部分实施例,而不是全部的实施例。基于本发明中的实施例,本领域普通技术人员在没有做出创造性劳动前提下所获得其他实施例,都属于本发明的保护范围。
本实施例采用的矿石为金属矿物主要为硫化物,为辉锑矿及毒砂的含金、锑原生硫化矿石。矿样经破碎、筛分,制备成粒度为-2mm产品,混匀后作为试验样品,试样化验分析结果:Sb品位6.89%,Au品位2.46g/t。
对该矿石进行系统的工艺条件优化试验,在获得的最优条件基础上进行闭路试验,如图1所示,一种金锑共生矿石的选矿工艺闭路试验流程图,该选矿工艺包括如下步骤:
步骤1,将破碎至2mm以下的原矿用试验室球磨机进行磨矿,磨矿产品-0.074mm含量为85%;
步骤2,将磨矿后的矿浆进行粗选Ⅰ,对粗选Ⅰ刮出的泡沫产品进行精选Ⅰ;精选Ⅰ刮出的泡沫即为锑精矿,精选Ⅰ得到的尾矿为精尾Ⅰ;
步骤3,将粗选Ⅰ的尾矿和精选Ⅰ得到的精尾Ⅰ合到一起,再进行粗选Ⅱ,粗选Ⅱ的精矿依次进行精选Ⅱ、精选Ⅲ、精选IV,精选Ⅱ、精选Ⅲ、精选IV得到的尾矿分别为精尾Ⅱ、精尾Ⅲ、精尾IV;粗选Ⅱ的尾矿依次进行扫选Ⅰ、扫选Ⅱ、扫选Ⅲ、扫选IV,扫选Ⅰ、扫选Ⅱ、扫选Ⅲ、扫选IV得到的精矿分别为中矿Ⅰ、中矿Ⅱ、中矿Ⅲ、中矿IV。精选IV得到的精矿即为混合精矿;扫选IV得到的尾矿即为最终尾矿。
以原矿计,所述步骤2中,进行粗选Ⅰ时依次加入硫酸2000g/t,硝酸铅1000g/t,2#油40g/t。进行精选Ⅰ时,不再添加药剂;精选Ⅰ刮出的泡沫即为锑精矿。
以原矿计,所述步骤3中,进行粗选Ⅱ时依次加入硅酸钠1000g/t,六偏磷酸钠100g/t,硝酸铅600g/t,硫酸铜200g/t,丁基黄药50g/t,丁铵黑药60g/t,2#油25g/t;进行扫选Ⅰ时,依次添加硅酸钠500g/t,六偏磷酸钠50g/t,硝酸铅300g/t,硫酸铜200g/t,丁基黄药20g/t,丁铵黑药30g/t,2#油20g/t;进行扫选Ⅱ时,依次添加丁基黄药10g/t,丁铵黑药20g/t,2#油20g/t;进行扫选Ⅲ时,依次添加丁基黄药10g/t,丁铵黑药20g/t,2#油10g/t;进行扫选IV时,依次添加丁基黄药10g/t,丁铵黑药20g/t,2#油10g/t;进行精选Ⅱ、精选Ⅲ、精选IV时,不再添加药剂;精选IV得到的精矿即为混合精矿;扫选IV得到的尾矿即为最终尾矿。
进一步,在所述步骤3中,精尾Ⅱ返回粗选Ⅱ,精尾Ⅲ返回精选Ⅱ,精尾IV返回精选Ⅲ;中矿Ⅰ返回粗选Ⅱ,中矿Ⅱ返回扫选Ⅰ,中矿Ⅲ返回扫选Ⅱ,中矿IV返回扫选Ⅲ。
闭路试验结果如表1所示。
表1浮选闭路试验结果
由浮选闭路试验结果看出:通过部分优先选锑,可得到品位54.21%的锑精矿,这部分锑回收率为60.50%;锑精矿金品位2.04g/t,金回收率6.38%。混合精矿中金品位为26.17%,金回收率为79.68%;锑品位为21.37%,回收率为23.23%。
本发明工艺包括将破碎后的矿石进行磨矿,磨矿后的矿浆进行部分优先浮选,经过一次粗选、一次精选,使可浮性较好的部分辉锑矿优先上浮,优先浮选出锑品位高、含金低的锑精矿;优先选锑的尾矿再进行混合浮选,使未单体解离的辉锑矿与载金矿物毒砂一起上浮,经过一次粗选、三次精选、四次扫选,选出含金锑的混合精矿提高了矿石的综合回收利用价值。
本发明可用其他的不违背本发明的精神或主要特征的具体形式来概述。因此,无论从哪一点来看,本发明的上述实施方案都只能认为是对本发明的说明而不能限制本发明,权利要求书指出了本发明的范围,而上述的说明并未指出本发明的范围,因此,在与本发明的权利要求书相当的含义和范围内的任何改变,都应认为是包括在本发明的权利要求书的范围内。
Claims (2)
1.一种金锑共生矿石的选矿工艺,其特征在于,包括以下步骤:
步骤1,将-2mm的原矿用球磨机进行磨矿;
步骤2,将磨矿后的矿浆进行粗选Ⅰ,对粗选Ⅰ刮出的泡沫产品进行精选Ⅰ,得到的尾矿为粗选Ⅰ的尾矿;精选Ⅰ刮出的泡沫为锑精矿,精选Ⅰ得到的尾矿为精尾Ⅰ;
步骤3,将粗选Ⅰ的尾矿和精选Ⅰ得到的精尾Ⅰ合到一起,再进行粗选Ⅱ,粗选Ⅱ的精矿依次进行精选Ⅱ、精选Ⅲ、精选Ⅳ,精选Ⅱ、精选Ⅲ、精选Ⅳ得到的尾矿分别为精尾Ⅱ、精尾Ⅲ、精尾Ⅳ;粗选Ⅱ的尾矿依次进行扫选Ⅰ、扫选Ⅱ、扫选Ⅲ、扫选Ⅳ,扫选Ⅰ、扫选Ⅱ、扫选Ⅲ、扫选Ⅳ得到的精矿分别为中矿Ⅰ、中矿Ⅱ、中矿Ⅲ、中矿Ⅳ;精选Ⅳ得到的精矿即为混合精矿;扫选Ⅳ得到的尾矿即为最终尾矿;
以原矿计,所述步骤2中,进行粗选Ⅰ时依次加入硫酸2000g/t,硝酸铅1000g/t,2#油40g/t;
以原矿计,所述步骤3中,进行粗选Ⅱ时依次加入硅酸钠1000g/t,六偏磷酸钠100g/t,硝酸铅600g/t,硫酸铜200g/t,丁基黄药50g/t,丁铵黑药60g/t,2#油25g/t;
以原矿计,所述步骤3中,进行扫选Ⅰ时,依次添加硅酸钠500g/t,六偏磷酸钠50g/t,硝酸铅300g/t,硫酸铜200g/t,丁基黄药20g/t,丁铵黑药30g/t,2#油20g/t;
以原矿计,所述步骤3中,进行扫选Ⅱ时,依次添加丁基黄药10g/t,丁铵黑药20g/t,2#油20g/t
以原矿计,所述步骤3中,进行扫选Ⅲ时,依次添加丁基黄药10g/t,丁铵黑药20g/t,2#油10g/t;
以原矿计,所述步骤3中,进行扫选Ⅳ时,依次添加丁基黄药10g/t,丁铵黑药20g/t,2#油10g/t;
在所述步骤3中,精尾Ⅱ返回粗选Ⅱ,精尾Ⅲ返回精选Ⅱ,精尾Ⅳ返回精选Ⅲ;中矿Ⅰ返回粗选Ⅱ,中矿Ⅱ返回扫选Ⅰ,中矿Ⅲ返回扫选Ⅱ,中矿Ⅳ返回扫选Ⅲ。
2.如权利要求1所述的一种金锑共生矿石的选矿工艺,其特征在于:所述步骤1中,磨矿产品-0.074mm含量为85%。
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN201711458526.4A CN108176516B (zh) | 2017-12-28 | 2017-12-28 | 一种金锑共生矿石的选矿工艺 |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN201711458526.4A CN108176516B (zh) | 2017-12-28 | 2017-12-28 | 一种金锑共生矿石的选矿工艺 |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
CN108176516A CN108176516A (zh) | 2018-06-19 |
CN108176516B true CN108176516B (zh) | 2020-01-31 |
Family
ID=62548165
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
CN201711458526.4A Active CN108176516B (zh) | 2017-12-28 | 2017-12-28 | 一种金锑共生矿石的选矿工艺 |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
CN (1) | CN108176516B (zh) |
Families Citing this family (4)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN110711648A (zh) * | 2019-11-21 | 2020-01-21 | 湖南新龙矿业有限责任公司 | 一种含碳金锑砷混合金矿分离方法 |
CN112138859A (zh) * | 2020-08-29 | 2020-12-29 | 山东黄金矿业(莱州)有限公司三山岛金矿 | 一种含金氧化矿的选矿工艺 |
CN114471955B (zh) * | 2022-01-05 | 2024-04-30 | 肃北县金鹰黄金有限责任公司 | 基于浮选工艺的高效回收尾矿中金的方法 |
CN114471960B (zh) * | 2022-02-16 | 2023-08-04 | 矿冶科技集团有限公司 | 金锑矿的选矿方法 |
Citations (4)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN104874471A (zh) * | 2015-06-09 | 2015-09-02 | 湖南辰州矿业股份有限公司 | 一种低品位金锑钨共生原矿选矿分离的工艺 |
CN106179722A (zh) * | 2016-09-30 | 2016-12-07 | 青海省地质矿产测试应用中心 | 一种含高砷、锑且易泥化矿物的金矿的选矿工艺 |
CN106540800A (zh) * | 2016-10-20 | 2017-03-29 | 昆明理工大学 | 一种回收含锑金矿浮选尾矿中金及微细粒锑矿物的方法 |
CN107377230A (zh) * | 2017-08-02 | 2017-11-24 | 白银金锑矿贸有限公司 | 一种提高含锑金精矿中锑金品位的浮选富集方法 |
-
2017
- 2017-12-28 CN CN201711458526.4A patent/CN108176516B/zh active Active
Patent Citations (4)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN104874471A (zh) * | 2015-06-09 | 2015-09-02 | 湖南辰州矿业股份有限公司 | 一种低品位金锑钨共生原矿选矿分离的工艺 |
CN106179722A (zh) * | 2016-09-30 | 2016-12-07 | 青海省地质矿产测试应用中心 | 一种含高砷、锑且易泥化矿物的金矿的选矿工艺 |
CN106540800A (zh) * | 2016-10-20 | 2017-03-29 | 昆明理工大学 | 一种回收含锑金矿浮选尾矿中金及微细粒锑矿物的方法 |
CN107377230A (zh) * | 2017-08-02 | 2017-11-24 | 白银金锑矿贸有限公司 | 一种提高含锑金精矿中锑金品位的浮选富集方法 |
Non-Patent Citations (4)
Title |
---|
国外某金锑矿选矿试验研究;杨林等;《矿冶工程》;20130630;第33卷(第3期);第79-82页 * |
安徽某锑金矿选矿工艺试验;曹静等;《现代矿业》;20151130(第11期);第54-57、87页 * |
甘肃省某金锑矿浮选技术改造实践;周建月;《湖南有色金属》;20121031;第28卷(第5期);第19-22、57页 * |
难选金样矿选矿工艺研究;周菁等;《金属矿山》;20100831;第452-454页 * |
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
CN108176516A (zh) | 2018-06-19 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
CN108176516B (zh) | 一种金锑共生矿石的选矿工艺 | |
CN110586337A (zh) | 一种低碱先浮后磁的含磁黄铁矿选矿方法 | |
CN102553706B (zh) | 一种从高砷高硫难处理金矿中回收金的工艺 | |
CN105268559B (zh) | 低品位硫化铜矿的选矿方法 | |
CN104874471B (zh) | 一种低品位金锑钨共生原矿选矿分离的工艺 | |
CN107617508B (zh) | 一种细粒钨锡共伴生矿选矿工艺 | |
CN107971127B (zh) | 一种铋硫精矿中铋硫分离的选矿方法 | |
CN102240600A (zh) | 一种从含硫、砷物料中分离回收硫、砷的方法 | |
CN110586336A (zh) | 一种低碱先磁后浮的含磁黄铁矿选矿方法 | |
CN103990549A (zh) | 一种复杂多金属硫化银金矿综合回收的选矿方法 | |
CN114471960B (zh) | 金锑矿的选矿方法 | |
CN112221699B (zh) | 一种复杂含金银铜铅锌复合矿清洁高效选矿方法 | |
CN110773313A (zh) | 一种高硫铅锌矿的环保高效分离工艺 | |
CN110947518A (zh) | 一种高硫低品位铅锌矿的浮选分离工艺 | |
CN114247559A (zh) | 一种锂矿石回收无尾化选矿方法 | |
CN109158216B (zh) | 一种高砷高碳难选金矿高效浮选工艺 | |
CN108339672B (zh) | 一种富钾板岩中回收钾长石的工艺方法 | |
CN102371206B (zh) | 一种处理含碳铅锌多金属复杂硫化矿的工艺 | |
CN117483098A (zh) | 一种含硫化铅锌的金矿选矿分离方法 | |
CN112718233A (zh) | 一种从铜转炉渣中综合回收铜矿物和铁矿物的方法 | |
CN107413513A (zh) | 硫化铜锌矿的浮选方法 | |
CN110586335A (zh) | 一种高碱先磁后浮的含磁黄铁矿选矿方法 | |
CN114918037B (zh) | 一种低品位复杂铜锡硫多金属矿梯级回收有价金属的方法 | |
CN114749271A (zh) | 一种含磁黄铁矿的铅锌硫化矿分质分级分选和中矿选择性再磨方法 | |
CN105689108A (zh) | 一种浮选金精矿氰化浸出过程中铅的综合回收方法 |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
PB01 | Publication | ||
PB01 | Publication | ||
SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
TA01 | Transfer of patent application right | ||
TA01 | Transfer of patent application right |
Effective date of registration: 20190903 Address after: 264006 No. 11 Fuzhou Road, Yantai Development Zone, Shandong Province Applicant after: YANTAI JINPENG MINING MACHINERY CO., LTD. Address before: 264006 No. 11 Fuzhou Road, Yantai Development Zone, Shandong Province Applicant before: Yantai Oriental Metallurgical Design Research Institute Co., Ltd. |
|
GR01 | Patent grant | ||
GR01 | Patent grant |