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相似文献
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1.
从铅锌尾矿中回收重晶石的应用研究   总被引:2,自引:2,他引:0  
对青海某铅锌尾矿中重晶石进行了综合回收,通过对该尾矿矿石性质分析,进行了重选及浮选-重选联合工艺方案的试验研究.通过这两种工艺流程对比,最终决定采用浮选-重选联合工艺流程处理该铅锌尾矿,通过试验获得了BaSO4品位为90.18%,回收率为52.45%的重晶石精矿,有效回收了尾矿中的重晶石,为企业创造了显著的经济效益.   相似文献   

2.
从铜矿尾矿中回收重晶石的实验研究   总被引:2,自引:0,他引:2  
为实现浙江平水铜矿无尾矿生产, 针对尾矿的性质, 展开了从尾矿中回收重晶石的研究。由筛析结果可知, 尾矿中的重晶石主要富集在细粒级, 因此直接采用-0.074 mm粒级进行浮选重晶石的研究。先进行脱硫, 脱硫后的尾矿浮选回收重晶石。原硫酸钡品位为11.53%时, 以碳酸钠为调整剂, 硅酸钠为抑制剂, 十二烷基硫酸钠和油酸为捕收剂, 可获得硫酸钡品位91.68%, 回收率80.41%的重晶石, 有效回收了尾矿中的重晶石, 为无尾矿生产提供有力的技术支持。  相似文献   

3.
针对某稀土选矿尾矿中萤石与重晶石品位较低、单体解离度较好的特征,通过试验研究,确定了萤石、重晶石混合浮选—萤石、重晶石浮选分离—重晶石粗精矿反浮选的浮选工艺流程对其中的萤石、重晶石进行回收。中国地质科学院矿产综合利用研究所自行研制的浮选药剂EMLB-1与EMLY-1在本研究中得到了很好的应用,其中EMLB-1可有效的对萤石、重晶石进行捕收,EMLY-1在萤石、重晶石浮选分离中对重晶石抑制效果明显;试验在重晶石粗精矿反浮选中,在抑制重晶石的前提下,采用NaF选择性的活化脉石矿物,大大的增强了反浮选的效果。最终试验获得了CaF2品位97.33%、含BaSO40.03%、回收率74.40%的萤石精矿和BaSO4品位90.42%、含CaF22.65%、回收率90.12%的重晶石精矿,使得该尾矿中的萤石与重晶石得到了有效的分离。  相似文献   

4.
酒钢尾矿资源量大,铁品位高,且含有伴生有用矿物重晶石,具有较高的回收利用价值,为回收尾矿中铁和重晶石,对酒钢现场尾矿性质分析的基础上进行了综合回收试验。结果表明,酒钢现场尾矿经中磁—强磁选预富集工艺可以预先抛除产率41.94%的废石,预富集精矿经还原焙烧—磨矿—磁选—反浮选工艺选别后,能够获得铁品位59.02%、总铁回收率51.26%的铁精矿,可作为合格产品用于高炉冶炼;混合尾矿以AXP为捕收剂,水玻璃为抑制剂,经1粗5精,中矿顺序返回浮选流程,获得了Ba O含量61.80%的合格重晶石粉产品。试验结果可以为酒钢尾矿的资源化利用提供参考。  相似文献   

5.
四川某稀土尾矿中含萤石27.58%,重晶石45.25%,氟碳铈矿1.25%,由于长期堆存,其综合回收利用难度大。试验通过磨矿—萤石浮选—萤石精矿磁选分离稀土—萤石尾矿重选回收重晶石的选矿流程,可综合回收利用萤石、重晶石及稀土矿物。试验结果表明,以YS-1#为萤石捕收剂,EM326为重晶石抑制剂,通过一次粗选、一次扫选、六次精选的浮选流程,可获得萤石精矿品位大于95%的指标,对浮选萤石精矿进一步强磁分离稀土矿物,可获得萤石精矿CaF2品位97.63%、回收率73.57%、稀土精矿REO品位38.57%、回收率45.27%的指标;萤石浮选尾矿通过分级—重选流程可获得重晶石精矿BaSO4品位90.35%,BaSO4回收率75.48%的指标。  相似文献   

6.
为提高资源综合利用水平,对冕宁牦牛坪稀土尾矿进行工艺矿物学分析。结果表明,该稀土尾矿REO含量1.46%,并可综合回收萤石与重晶石。矿物组成简单,主要有用矿物为氟碳铈矿、重晶石、萤石,脉石矿物以长石、石英为主。稀土尾矿多分布于较粗粒级,REO、BaSO_4在-0.25 mm粒级中明显富集;粒度越细,CaF_2含量越低。氟碳铈矿粒度粗细不均,单体主要集中在细粒级中,常与长石、石英组成连生体;重晶石和萤石主要呈单体形式存在。可采用再磨—磁选、浮选联合工艺回收稀土矿物,浮选回收萤石,重选、浮选联合工艺回收重晶石。  相似文献   

7.
湖南某重晶石矿与石英、萤石和铅锌矿等伴生,为综合开发利用该矿产资源,对其进行选矿试验研究。矿石中含0.98%的铅锌矿,具有一定回收价值,试验采用硫酸铜、乙基钠黄药优先回收铅锌混合粗精矿,浮选铅锌尾矿则采用水玻璃作石英等脉石矿物抑制剂,十二烷基硫酸钠为捕收剂浮出重晶石精矿。通过混浮铅锌、一粗、一扫和五精重晶石浮选闭路流程,获得了铅锌品位35.49%、产率2.54%的铅锌混合粗精矿,BaSO4品位92.15%、BaSO4回收率94.33%、比重4.3g/cm3的重晶石精矿,以及BaSO4品位仅5.07%的重晶石尾矿,实现了重晶石、铅锌矿与石英等脉石矿物的有效分离。铅锌混合粗精矿可进一步浮选获得合格的铅精矿与锌精矿。  相似文献   

8.
用重选法选别重晶石时产生大量的细粒尾矿,据估计约有40%的含重晶石物料损失于尾矿中,本研究中对用浮选法作为回收细粒重晶石的可能性进行了试验,所研究的内容包括用动力学方程计算影响浮选的变量;通过小型的粗选试验研究浮选变量,以及研究粗选精矿精选的其它可能方案。研究表明,用浮选法可获得品位为96.5%、回收率为77.5%的精矿。虽然从工业选厂尾矿中回收重晶石比直接对重晶石进行浮选更困难,但所研究的这种工  相似文献   

9.
湖南某重晶石矿与石英、萤石和铅锌矿等伴生,为综合开发利用该矿产资源,对其进行选矿试验研究。矿石中含0.98%的铅锌矿,具有一定回收价值,试验采用硫酸铜、乙基钠黄药优先回收铅锌混合粗精矿,浮选铅锌尾矿则采用水玻璃作石英等脉石矿物抑制剂,十二烷基硫酸钠为捕收剂浮出重晶石精矿。通过混浮铅锌、一粗、一扫和五精重晶石浮选闭路流程,获得了铅锌品位35.49%、产率2.54%的铅锌混合粗精矿,BaSO_4品位92.15%、BaSO_4回收率94.33%、比重4.3g/cm~3的重晶石精矿,以及BaSO_4品位仅5.07%的重晶石尾矿,实现了重晶石、铅锌矿与石英等脉石矿物的有效分离。铅锌混合粗精矿可进一步浮选获得合格的铅精矿与锌精矿。  相似文献   

10.
针对某微细粒含砷含碳难处理金矿进行了浮选试验,在磨矿细度-0.074mm含量为90%条件下,采用浮选条件试验确定的最佳药剂制度,通过两次粗选、三次精选、三次扫选的闭路浮选流程可以获得精矿金品位41.90%、金回收率80.64%的浮选指标。工艺矿物学研究结果表明,尾矿中的金主要以微细粒贫连生体硫化物、硫化物又包裹金的形式存在,采用浮选工艺难以有效回收。  相似文献   

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