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某铁矿石选择性絮凝脱泥-阳离子反浮选脱硅工艺研究及工业应用 总被引:1,自引:0,他引:1
采用选择性絮凝脱泥-阳离子反浮选工艺流程对某细粒铁矿石进行了试验研究。结果表明,采用选择性絮凝脱泥.阳离子反浮选流程闭路试验可获得铁精矿品位为65.50%,回收率为83.09%的较好指标。依据试验室试验参数,在年处理量15万t的小型选矿厂进行了工业生产调试。采用多段脱泥,可以解决矿泥对浮选的影响。现场获得铁精矿品位64.77%,回收率78.65%的工业指标。 相似文献
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环形浮选柱选别某硫铁矿的试验研究 总被引:1,自引:0,他引:1
利用新研制的环形浮选柱对某硫铁矿进行了选别参数试验研究,在最优选别条件下,其精矿品位为49.44%,精矿回收率为99.15%,试验证明环形浮选柱选别此硫铁矿比XFD浮选机更有优势。 相似文献
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为降低贵州某单一高碳硫铁矿中的碳含量,提高硫精矿的品位,保证硫精矿的回收率,进行了浮选提硫试验研究。在分析原矿性质的基础上,确定了"先抑硫浮碳,再活化提硫"的浮选流程。采用新型硫抑制剂BK510进行碳硫分离,对脱碳后的硫粗精矿进行活化,采用新型硫铁矿捕收剂BK303和起泡剂BK201进行提硫试验,在低药剂用量下,可取得良好的粗选效果。经浮选闭路试验,可获得硫品位40.22%、硫综合回收率81.57%、碳含量0.72%的优质硫铁矿精矿。 相似文献
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针对某低品位铜铅锌硫化矿,采用铜铅顺序优先浮选-锌硫混合浮选再分离工艺进行了浮选分离试验研究。选用高效选择性铜捕收剂BK916和铅捕收剂BK906进行了铜铅顺序优先浮选试验研究,并在锌硫分离试验研究中,利用环保型抑制剂BD和石灰的组合作用,有效抑制了锌硫混合精矿中的黄铁矿,获得了铜品位20.68%、铜回收率72.98%的铜精矿,铅品位61.38%、铅回收率73.57%的铅精矿,锌品位46.31%,锌回收率73.17%的锌精矿和硫品位48.54%的硫精矿。 相似文献
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江西某高硫铜铁矿铁精矿-75 μm占7251%,铁品位仅为6236%,但含硫高达187%,硫主要以磁黄铁矿和黄铁矿的形式存在,磁铁矿与磁黄铁矿、黄铁矿有不同程度的交代、连生或被包裹现象。为解决铁精矿含硫高的问题,进行了反浮选脱硫试验。结果表明,试样在再磨细度为-45 μm占7068%的情况下,采用2次反浮选粗选流程处理,粗选1氟硅酸钠用量为300 g/t、戊基黄药用量为250 g/t、2#油用量为30 g/t,粗选2氟硅酸钠用量为100 g/t、戊基黄药用量为100 g/t、2#油用量为10 g/t,最终精矿含铁提高至6403%、含硫降至039%,较好地解决了铁精矿含硫较高的问题 相似文献
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针对云南某硫化铅锌矿,方铅矿嵌布粒度细、黄铁矿含量高的特点,进行了工艺矿物学与浮选回收技术研究。采用铅硫混浮-混合粗精矿再磨-铅硫分选-锌硫分选选矿回收工艺,基于全流程主要条件试验确定最佳工艺技术条件。实验室全流程闭路试验获得了Pb品位65.52%,Pb回收率87.51%,含锌3.89%的铅精矿;锌1,锌2合计Zn品位54.74%,Zn回收率95.02%的锌精矿及Fe品位42.02%,Fe回收率78.26%硫精矿。目的矿物方铅矿、闪锌矿和黄铁矿均得到良好回收。 相似文献
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铜陵有色某选矿厂硫矿物以黄铁矿和磁黄铁矿为主,现场硫粗精矿经再选后,硫精矿全硫加全铁含量难以达到90%的目标要求,硫精矿经烧酸后所得红粉铁品位低,附加值不高,严重影响企业经济效益。为了实现硫精矿的提质降杂,根据黄铁矿可浮性较好,磁黄铁矿可浮性较差且具有弱磁性等性质特点,在试验室采用分步浮选工艺,即优先回收可浮性较好的黄铁矿,浮尾强磁—浮选回收磁黄铁矿的流程,实现了对黄铁矿和磁黄铁矿的高效回收。为进一步验证分步浮选工艺流程的合理性,在现场分出一部分硫粗精矿矿浆进行了连选试验,连选试验获得的总硫精矿含硫46.31%,全硫加全铁含量为91.60%,硫作业回收率为80.28%;连选试验现场硫精矿含硫39.67%,全硫加全铁含量为80.52%,硫作业回收率为73.94%。连选试验所得硫精矿全硫加全铁含量较现场高11.08个百分点,硫回收率较现场高6.34个百分点。连选试验结果为现场硫粗精矿再选工艺改造提供了技术及理论依据。 相似文献
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某铜矿重介质产品铁品位56.24%,硫含量高达9.34%,95.72%的硫以磁黄铁矿的形式存在。为获得硫含量<2%的铁精矿,按磨矿—弱磁选—浮选原则流程对该矿石进行了选矿试验。试验结果表明,在最佳试验参数下,重介质产品经一段磨矿(-0.043 mm 85%)—1粗1精弱磁选—1粗2扫脱硫浮选流程处理,可获得产率45.23%、硫含量为1.52%、全铁品位66.50%的铁精矿,可作为后续钢铁冶炼原料的配矿使用,为此类重介质产品的利用提供技术参考。 相似文献
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某浮锌尾矿中硫含量为10.13%,主要硫化物为磁黄铁矿和黄铁矿。采用磁-浮联合流程进行了硫回收试验研究,通过1粗1精弱磁选和1粗1精1扫浮选可获得硫品位为35.59%、回收率为64.82%的磁选硫精矿和硫品位为31.09%、回收率为23.42%的浮选硫精矿,综合硫精矿硫品位为34.27%、回收率为88.24%。 相似文献
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河北省某铜锌多金属硫化矿石黄铁矿含量高,铜锌矿物嵌布关系密切复杂。矿石含铜1.14%、含锌6.67%、含硫29.12%,属于高硫铜锌矿石。为给该矿石合理开发利用工艺提供依据,进行了选矿试验。结果表明:采用1粗1精1扫选铜,选铜尾矿经1粗1精1扫选锌,选锌尾矿经1粗1扫选硫流程,可获得铜品位为24.13%、含锌9.33%、铜回收率为73.86%的铜精矿,锌品位为50.63%、含铜1.95%、锌回收率为91.01%的锌精矿,硫品位为53.34%、硫回收率为74.46%的硫精矿产品。试验结果可以作为该高硫铜锌矿石综合开发利用的依据。 相似文献
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对TFe、S品位分别为55.61%、3.81%,主要硫化矿为磁黄铁矿和黄铁矿的某磁选铁精矿进行了系统的磁选—脱磁—复合活化反浮选脱硫试验研究。试验结果表明,该试样在磨矿细度-0.038 mm占88.32%条件下进行弱磁选,磁选精矿脱磁后,用硫酸调整矿浆pH值至5.5,以H2C2O4+CuSO4+Na2S为复合活化剂,高级黄药(烃基碳原子数为5~7,下同)+丁铵黑药为组合捕收剂,进行了一粗两扫三精反浮选全流程闭路试验,试验取得了铁精矿TFe品位66.71%、TFe回收率81.57%、S含量0.33%,副产品硫精矿S品位29.98%的良好指标。该研究较好地解决了矿山实际生产问题。 相似文献
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云南罗平县史家寨煤矿原煤灰分高、硫分高,其中可供回收的有价矿物主要是煤和黄铁矿。根据原煤特性,提出全浮选工艺流程,即先浮煤抑硫、再活化浮选硫;并对煤浮选的加药方式和药剂用量进行了优化,基于加药方式和药剂用量的优化,对煤进行了小型闭路浮选试验。试验最终获得了产率为37.18%、硫含量为5.38%、碳品位为41.10%、碳回收率为83.05%的精煤和产率为6.18%、碳含量为9.04%、硫品位为42.49%、硫回收率为30.56%的硫精矿。选矿过程中,在氧化钙用量合适的情况下,采用分段添加柴油的方式可大幅提高精煤产率,降低选矿成本;只有尽可能地将煤选出,才能同时保证硫精矿的品位和回收率。 相似文献