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豫西某石英型萤石矿含CaF2 41.58%、SiO2 45.76%,嵌布粒度粗细不均,部分细粒萤石被石英、长石包裹,给萤石提质带来一定困难,为此开展了详细的工艺矿物学、浮选药剂制度和浮选闭路流程对比研究。结果表明,在粗磨磨矿细度为-0.074 mm含量55%、pH值调整剂碳酸钠用量2000 g/t、脉石抑制剂水玻璃用量900 g/t、组合捕收剂氧化石蜡皂+油酸钠用量200+100 g/t、再磨磨矿细度为-0.043 mm含量76.89%的条件下,采用一段粗磨、一次粗选二次扫选六次精选、高品位中矿再磨返回二段精选的浮选流程,可获得CaF2 97.12%、回收率91.10%的萤石精矿;组合捕收剂的使用可实现萤石的常温浮选;与萤石常规的粗精矿再磨浮选工艺相比,高品位中矿再磨浮选工艺精矿品位和回收率均有所提高。工艺矿物学研究表明,再磨位置的选择至关重要,高品位中矿再磨避免了已解离萤石的过磨,增加了富连生体的解离程度,实现了二次分配,是提高此类嵌布粒度不均萤石资源选别指标的关键。 相似文献
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从黄沙坪低品位钼铋钨浮选尾矿中浮选回收萤石的试验研究 总被引:1,自引:0,他引:1
对黄沙坪低品位钼、铋、钨浮选尾矿进行了浮选回收萤石的试验研究。采用一粗二扫浮选回收、萤石粗精矿再磨、精选中矿1和精选中矿2再选、其余中矿顺序返回精选、精矿经强磁选获得最终萤石精矿的工艺流程,可得到CaF2品位为97.36%、回收率为57.23%的萤石精矿。 相似文献
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针对CaF2品位30.32%、CaCO3品位35.42%的某高钙萤石矿,以油酸钠为萤石捕收剂、新型药剂SS-1为抑制剂,通过单矿物试验研究了抑制剂SS-1对萤石和方解石浮选性能的影响,采用接触角和吸附测试对抑制剂SS-1的抑制机理进行了分析。结果表明,在中性条件下,SS-1大量吸附在方解石表面,抑制了方解石的上浮,方解石回收率从66.93%降低到9.88%;同时,抑制剂SS-1少量吸附在萤石表面,对萤石浮选起到了促进作用,萤石回收率从96.03%提高到96.56%。根据单矿物试验分析结果,对高钙萤石实际矿进行了多段浮选试验研究,确定了粗精矿再磨、一粗八精一扫、中矿顺序返回闭路工艺流程,最终获得了CaF2品位97.86%、回收率89.59%的萤石精矿。 相似文献
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随着矿山资源的不断开采,入选矿石品位逐渐下降,为了提高有价元素的回收率,中矿再磨是行之有效的方法之一。在某铜选厂铜粗精矿品位不低于现场指标的前提下,采用浮选中矿选择性分级再磨新工艺进行选矿试验,铜粗精矿回收率从86.99提高至89.93%,通过试验探索了新工艺原矿和中矿的浓度、细度以及药剂制度等工艺条件,运用反光显微镜、解离度分析等手段对新工艺原理进行分析和研究,发现浮选中矿选择性分级再磨新工艺可以不断循序渐进的对粗颗粒中矿进行分级、磨矿、浮选,形成磨浮大循环、大闭路磨矿,中矿粗颗粒返回再磨过程中解离度增加,有用矿物浮选时间延长,浮选效率随之升高。 相似文献
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新疆某萤石矿嵌布粒度范围大,主要脉石矿物为方解石,与萤石相互包裹严重,分离难度较大。针对该矿石的性质进行选矿试验研究。试验表明,硫酸铝与水玻璃作为调整剂对于提高精矿回收率与品位有益;栲胶作为抑制剂能有效抑制矿石中的方解石;两段磨矿可明显提高精矿质量。最终采用两段磨矿(粗精矿再磨)、一次粗选、两次扫选、九次精选的浮选流程,选用硫酸铝、水玻璃作为调整剂,栲胶作为抑制剂,油酸作为捕收剂,获得了萤石精矿CaF_2品位97.23%、回收率67.27%的指标。萤石精矿中CaCO_3品位降至1.65%。 相似文献
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湖北某贫细钼矿石钼品位为0.129%,主要钼矿物辉钼矿以极细小片状或鳞片状单晶体形式分布在脉石矿物裂隙中,粒径约0.01 mm,属难解离钼矿石。为高效开发利用该矿石资源,采用阶段磨选流程对该矿石进行了选矿试验研究。结果表明,采用一段磨矿、1粗1精2扫、中矿顺序返回(扫选1精矿返回一段磨矿),一段闭路磨选精矿二段磨矿、1粗6精3扫、中矿顺序返回(精选1尾矿返回二段磨矿)闭路流程处理该试样,最终可获得Mo品位为51.08%、Mo回收率为85.92%的钼精矿。试验确定的工艺流程是该矿石的高效开发利用流程。 相似文献
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庙沟铁矿通过挂帮矿回采以破解矿石缺口问题,但挂帮矿矿体形态复杂且夹岩多,不同矿体之间矿石性质差异较大,且同一矿体的不同位置矿石可选性也有较大差别。通过对挂帮矿可磨可选性的研究,确定矿石选别指标,结合采场408水平以下2#矿体矿石性质,以最终确定综合配矿指标。 相似文献
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李爱民 《有色金属(选矿部分)》2022,(5):117-123
福建某钨矿采用重选方法回收,所得重选毛砂采用混合浮选方法脱除伴生的硫化矿,产出合格钨精矿;而脱除出来的伴生硫化矿含Mo 2.20%、Cu 2.59%、Bi 1.22%、S 40.31%,有用组分多、性质复杂、药剂残留多,分离难度大。长期以来,该矿采用钼浮选-铜浮选-铋重选工艺回收其中的钼、铜和铋,金属互含高、品位和回收率低。为了充分利用该钨矿伴生硫化矿资源,进行了详细的选矿试验研究,最终采用钼浮选-铜浮选-铋浮选工艺流程,其中钼使用硫化钠抑制后加煤油选钼、铜采用石灰抑制后用TL-1捕收剂选铜、铋采用硫酸铝活化后用乙硫氮选铋,可大幅度提高钼、铜和铋的回收率,其闭路试验指标为:钼精矿含Mo 50.16%、回收率94.48%,铜精矿含Cu 20.49%、回收率90.08%,铋精矿含Bi 20.29%、回收率59.59%。该工艺可实现钨矿伴生硫化矿钼铜铋的高效分离,提高硫化矿资源综合利用率。 相似文献
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溜井中矿岩散体的流动特性关系到溜井放矿的安全和可靠。为确保溜井放矿的顺畅性,在分析矿石流动性对溜井放矿影响的基础上,从理论上分析了影响储矿段矿石流动特性的因素。主要包括矿岩结块性、矿岩散体的粒度及分布特征、矿岩含水量、溜井结构、矿石流对井内储料的冲击夯实作用和溜井贮矿高度6个方面。结合部分矿山实践经验,提出了缩短矿岩在溜井中的停滞时间、改善矿岩爆破效果、优化溜井结构参数、控制含水量和粉矿含量、减轻运动矿岩对井内储料的冲击夯实等改善矿岩流动性的针对性解决措施,对于防范溜井储矿段堵塞问题具有重要的作用。 相似文献
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低贫化放矿与放出矿石块矿率的关系 总被引:1,自引:0,他引:1
通过分析覆岩下放矿时矿岩颗粒在运动场中的移动分布规律以及低贫化放矿时放出矿石与矿石块矿率的关系,提出了提高放出矿石块矿率的可行途径。 相似文献
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根据矿石性质,新疆某硫化铜矿含有有价元素铜、硫,可通过浮选进行回收。为此,进行了铜硫混合—分离浮选流程试验,在磨矿细度-0.074 mm占60%,调整剂为水玻璃且用量为350 g/t,捕收剂为Z-200且分段用量为(35+25)g/t,石灰用量为2 000~3 000 g/t的条件下,经1粗2扫2次精选得铜硫精矿,再进行1粗1扫2次精选铜硫分离得到了铜品位为23.55%、回收率为93.76%的铜精矿和硫品位为38.84%、回收率为52.37%的硫精矿,试验技术指标理想。 相似文献
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鄂东南地区的铜矿床大多属于矿石性质简单的矽卡岩矿。近几年在丰山铜矿周边地区发现的多金属矿其性质比较复杂。文章对该多金属矿的原矿性质和可选性等进行了较全面的阐述,对今后回收该地区多金属矿产资源具有十分重要的意义。 相似文献
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攀钢表外矿和极贫矿综合利用研究进展 总被引:4,自引:0,他引:4
对攀钢矿业公司表外矿、极贫矿的综合利用试验研究工作进行了详细的总结、分析,认为攀钢极贫矿和表外矿的综合利用在技术上是可行的,而且可取得较好的经济效益、社会效益和环保效益,并对今后的研究工作提出了一些建议。 相似文献
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为进一步充分合理地利用矿山资源, 特别是有效利用低品位表外矿(品位约15%~18%), 提高TFe、TiO2回收率, 延长矿山开采年限, 同时降低开采、运输以及选别成本, 利用表外低品位矿与高品位矿合理配矿, 通过预选粗粒抛尾工艺, 获得了较好的技术指标。通过该工艺的实施, 可以将废弃低品位表外矿变废为宝, 提高了资源综合利用率, 符合国家产业政策; 同时也降低了采剥成本及运输成本。 相似文献