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甘肃某含钛磁铁矿含钛6.58%,含铁21.46%,具有较大的回收价值.在工艺条件试验研究的基础上,采用"弱磁选铁-强磁预富集-钛浮选"的工艺流程回收有价金属,最终,实验室小型闭路试验可获得含铁61.75%,全铁回收率43.45%(磁性铁回收率达86.47%)的铁精矿和含钛50.10%,钛回收率60.23%的钛精矿,浮选作业回收率为85.94%,选别指标较好. 相似文献
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针对老挝某含碳含砷金矿石性质,探索了炭浆浸出、原矿焙烧—焙砂浸出、浮选—浮选精矿焙烧—焙砂浸出、浮选碳精矿焙烧脱碳—生物氧化—浸出工艺。结果表明:相比其他3种工艺流程,该矿石适宜采用浮选—浮选精矿焙烧—焙砂浸出联合工艺处理,在试验条件下,获得的浮选精矿金回收率为95.16%,焙砂金浸出率为88.60%,全流程金总回收率为84.31%。 相似文献
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某含碳微细粒金矿金含量为5.56×10-6,大部分金呈微细粒包裹于含碳硅质板岩碎屑中,有机碳和石墨含量分别为1.33%和1.50%,是典型的含碳难处理金矿。为实现该含碳难处理金矿的浮选预富集,进行了先浮选碳质后浮选金和直接浮选金等不同工艺流程的探讨试验,并在最佳流程基础上进行了直接浮选工艺的条件优化试验。结果表明:采用直接浮选工艺可以获得品位较高的金精矿,当磨矿细度为-0.074 mm含量占比为85%时,可获得金品位为30.01×10-6,回收率为76.18%的金精矿,金回收率较先浮选碳质后浮选金工艺明显提高;调整工艺流程结构,采用一段粗磨浮选—扫选精矿再磨浮选工艺,可获得金品位为33.45×10-6、金回收率为79.93%的金精矿。该流程选矿指标相较于一次磨矿细度为-0.074 mm含量占比为85%的指标更优,是适宜含碳微细粒难处理金矿石的处理流程。 相似文献
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采用捕收剂MOH对橄辉岩型钒钛磁铁矿中钛铁矿进行浮选试验,探索MOH、H2SO_4及水玻璃用量对钛铁矿和脉石矿物浮选分离的影响,在条件试验的基础上,进行钛铁矿浮选开路和闭路试验。结果表明,通过"一粗一扫四精"闭路流程试验,最终获得TiO_2品位为46.94%,回收率为53.87%的钛精矿。产品质量检查可知,钛精矿中Mg O含量相对较高,仅满足钛精矿五级品要求。扫描电镜结果表明,钛精矿中存在一定量橄榄石,橄榄石难以抑制导致钛精矿中Mg O含量高,进而影响钛精矿的浮选指标。 相似文献
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从铜锌硫浮选尾矿中综合回收白钨的试验研究 总被引:1,自引:1,他引:0
针对某铜锌硫矿区早期丢弃尾矿,造成有价组分白钨的严重浪费,进行白钨综合回收利用的选矿试验研究,通过详细的条件试验确定预先脱硫后白钨浮选的工艺流程和药剂制度。白钨矿浮选采用油酸和731氧化石蜡皂组合捕收剂在常温条件下进行。小型闭路试验获得了白钨精矿钨品位66.12%、钨回收率81.03%的良好试验指标,成功地实现了尾矿中白钨二次资源的回收利用。 相似文献
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利用氧化热处理和酸浸工艺提升钛精矿的质量等级,研究了氧化处理对钛精矿球磨前后晶体结构的影响及酸浸工艺提高钛精矿品级的效果。结果表明,经750~800℃氧化退火,钛精矿中物相转变较充分,生成假金红石(Fe2Ti3O9)、Fe2O3和金红石型Ti O2相,钛精矿球磨后颗粒细化,物相转变从更低的温度开始,同样温度条件下物相的转变也更充分;对球磨后的钛精矿进行800℃退火和105℃酸浸后,Ca O和Mg O的含量分别降低到0.089%和0.888%,除去率为88.7%和51.8%,而Ti O2含量从44.12%提高到53.64%,能够显著提高钛精矿的质量等级。 相似文献
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新疆某钴矿选矿试验研究 总被引:1,自引:0,他引:1
通过试验研究 ,确定采用浮选 -磁选联合选矿工艺流程 ,浮选工艺产出钴精矿 ,浮选尾矿经磁选产出铁精矿 ,钴精矿品位 0 .6 4 5 % ,回收率 77.15 % ,铁精矿品位 6 2 .76 % ,磁铁矿回收率86 .89% ,为开发该矿山及选厂工艺流程设计提供切实可行的技术依据 相似文献
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四川某高铁氧化铅锌矿选矿工艺研究 总被引:2,自引:1,他引:1
针对四川某高铁氧化铅锌矿进行了优先浮选、脱泥浮选、摇床重选和强磁选等选矿工艺的条件试验和全浮选工艺流程研究,通过试验得到了铅品位72.59%、铅回收率60.19%的硫化铅精矿;锌品位51.83%、锌回收率12.23%的硫化锌精矿;铅品位59.90%、铅回收率28.78%的氧化铅精矿;锌品位29.09%、锌回收率41.86%的氧化锌精矿。氧化铅浮选采用脱泥浮选可以较大幅度地降低硫化钠的用量,氧化锌矿物的选别采用摇床重选-强磁选联合流程,可以有效消除弱磁性铁矿物对氧化锌精矿品位的影响。各种铅锌矿物得到了有效回收。 相似文献
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《钢铁钒钛》2021,42(2):103-108
攀西地区某钒钛磁铁矿选铁尾矿含TiO_2 8.25%,矿石中可回收矿物为钛铁矿,主要脉石矿物为辉石和角闪石,脉石磁性较强。矿石粒度和钛铁矿嵌布粒度较细,-38μm粒级含量达到45.46%,TiO_2分布率49.79%。为有效利用钛资源,对其进行选钛试验。结果表明,该矿经弱磁除铁—分级脱泥后,沉砂采用螺旋溜槽一粗一扫选别,细泥采用ZQS高梯度磁选机磁选,获得产率36.45%,TiO_2品位15.88%,回收率70.11%的综合钛粗精矿。综合粗精矿经浮选脱硫后,以硫酸和水玻璃为调整剂,YTB-1为捕收剂进行钛浮选,经过一粗四精一扫,中矿顺序返回,最终可获得产率9.57%,TiO_2品位47.23%,回收率54.79%的钛精矿,实现了钛资源的高效回收。 相似文献
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提高金银浮选回收率的试验研究 总被引:3,自引:0,他引:3
对赤峰某金矿进行提高金银浮选回收率的试验研究,通过XRD/SEMEnergy Spectrum对样品的物相组成、金银赋存状态及嵌布粒度进行检测;考察了磨矿细度、捕收剂及辅助剂用量、扫选时间及矿浆pH值对浮选效果的影响;通过精选实验、开路综合条件试验和闭路试验研究,结果表明,浮选时加入T12,抑制细泥及硫化氧化矿,产出精矿中Au品位可达60.2g/t,浮选回收率可达87.50%;精矿中Ag品位可达6 767 g/t,浮选回收率可达到75.21%,确定适宜该矿石性质的工艺条件及工艺流程,获得的金精矿可作为混合精矿外售。 相似文献
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