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云南某铜锡尾矿含锡0.65%,含铁43.58%,具有较高的回收价值。为实现该尾矿资源的综合利用,基于工艺矿物学研究结果,对该尾矿进行脱硫浮选,脱硫尾矿再浮选锡石的试验研究。结果表明,该尾矿锡和铁为主要回收元素,杂质硫含量为1.59%;锡主要以锡石的形式存在,与氧化铁矿物致密共生,与硫铁矿物基本解离;锡在-0.074 mm分布率达69.48%,在-0.038 mm分布率也高达24.92%,高细粒级含量将会影响后续锡石的浮选回收;预先脱硫浮选获得的泡沫产品硫总回收率为72.13%、锡回收率为6.88%,脱硫尾矿硫含量仅为0.51%,达到了铜锡尾矿预先脱硫的目的;脱硫尾矿采用1粗2精2扫选锡,获得锡品位1.63%、锡回收率63.96%的锡精矿,实现了尾矿中锡资源的有效回收。 相似文献
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云锡个旧卡房公司铜硫浮选尾矿锡品位为0.35%,主要含锡矿物锡石不仅嵌布粒度微细,与脉石矿物嵌布关系紧密,而且可浮性或密度也与脉石矿物较接近,导致现场的单一重选工艺仅能获得锡品位为6%左右、锡回收率为50%左右的锡精矿。为高效回收该尾矿中的锡资源,采用浮选—重选工艺进行了选矿试验。结果表明:通过1粗2精2扫闭路浮选,可获得锡品位为8.26%、锡回收率为83.51%的浮选锡精矿;浮选锡精矿通过1次摇床重选,可获得锡品位为40.70%、回收率为68.95%的重选精矿,以及锡品位为1.72%、回收率为14.56%的重选尾矿,该重选尾矿可作为烟化工艺回收锡的原料。因此,试验确定的工艺流程是该尾矿的高效选锡流程。 相似文献
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内蒙古某多金属矿采用磁选铁—浮选锌—重选锡工艺流程回收其中的铁、锌和锡,其中锡的重选回收率仅30%,其尾矿含锡0.54%,将近50%的锡损失在尾矿中。为了回收该尾矿中的锡资源,进行了系统的试验研究,最后推荐脱泥—硫化矿浮选—锡浮选—浮选锡粗精矿重选联合工艺流程,其闭路试验指标为锡精矿含锡35.33%、回收率50.33%。 相似文献
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某钨多金属矿中伴生的锡矿物品位低于0.15%难以有效回收,经磁浮选别后,硫化矿的浮选尾矿中WO3品位为0.45%和Sn品位为0.11%.对硫化矿浮选尾矿进行钨锡混合浮选,钨锡混合浮选精矿经重选富集,在Na2CO3为调整剂、YD为抑制剂、Pb(NO3)为活化剂、WB与WP为组合捕收剂的条件下,小型试验最终得到:品位62.24%的WO3和品位5.38%的Sn,钨回收率62.20%、锡回收率24.03%的钨锡混合精矿;WO3品位为35.11%、钨回收率为10.92%的钨精矿,总钨回收率为73.12%,达到了回收钨矿物的同时综合回收锡矿物的目的. 相似文献
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都龙矿区螺旋溜槽尾矿中锡石回收工艺试验研究 总被引:2,自引:1,他引:1
都龙矿区新田选矿厂+37μm粗粒级锡石重选工艺中螺旋溜槽尾矿采用摇床重选的作业回收率仅35%左右,难以达到高效回收细粒级锡石的目的。鉴于细粒锡石浮选工艺技术在生产中已获得成功应用,采用浮选工艺回收螺旋溜槽尾矿中锡石可以获得锡粗精矿含锡品位8.03%、作业回收率89.23%的试验指标,相对摇床重选工艺能大幅度提高锡石的回收率。同时将浮锡尾矿尾水回用,在获得相近指标的条件下,可降低药剂耗用量10%~20%,有利于降低药剂成本。 相似文献
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锡冶炼炉渣铜锡浮选分离工艺研究 总被引:2,自引:2,他引:0
对来宾冶炼厂锡冶炼炉渣进行铜锡分离浮选工艺研究,通过两段磨矿,FNa抑制锡浮选铜,铜精选一中矿扫选产出细泥锡精矿,避免细泥对粗选的干扰,实现了铜锡分离,既解决了锡冶炼因含铜高结炉问题,又综合回收了铜金属。 相似文献
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云南省某地二叠纪细碧岩中产出的铜铁矿铜矿物以孔雀石和硅孔雀石等氧化铜为主,铁矿物以细粒磁铁矿和磁赤铁矿等强磁性矿物为主。通过对该矿中的铜矿物采用优先浮选和混合浮选工艺进行对比,确定对铜矿物采用混合浮选工艺回收,并对浮选尾矿中的强磁性矿物采用阶段磨矿阶段弱磁选的工艺流程。原矿经浮选-弱磁选联合工艺选别后,开路流程可获得铜精矿产率6.47%、品位32.24%、回收率67.51%,总铜中矿回收率22.2%和铁精矿产率39.11%、品位65.43%、回收率66.80%,总铁中矿回收率13.39%的技术指标。 相似文献
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西藏某浸染状次生硫化铜矿石铜品位为1.86%,原生硫化铜占总铜的15.05%,次生硫化铜占总铜的76.88%,主要铜矿物为斑铜矿、黄铜矿,其他金属矿物有黄铁矿、磁黄铁矿等;脉石矿物以石榴石、辉石、石英等为主。为了确定该矿石中铜、金的适宜回收工艺,进行了选矿试验。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占70%的情况下进行1粗2精快速浮选,1粗2扫常规浮选,快速精选1尾矿与常规粗选精矿合并再磨至-0.038 mm占80%的情况下进行1粗2精2扫铜硫分离,获得的快速浮选精矿铜品位为27.05%、金品位为8.28 g/t,铜、金回收率分别为60.79%、50.90%;常规浮选铜精矿铜品位为17.06%、金品位为5.02 g/t,铜、金回收率分别为29.81%、23.99%。快速浮选+常规浮选、快速精选1尾矿与常规浮选粗精矿再磨再选工艺流程既能避免铜矿物的过磨,保证铜的回收率,又可得到较高品位的铜精矿,获得较好的铜、金回收指标。 相似文献
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陕西某氧化铅锌矿选矿试验研究 总被引:1,自引:1,他引:0
陕西省某铅锌矿矿石因氧化程度高、易泥化而较难选,尤其是氧化锌的回收困难。试验针对矿石性质,采用了铅的硫化矿物和氧化矿物混合浮选回收,锌的硫化矿物、氧化矿物依次单独回收的方案。选铅时采用了组合捕收剂乙硫氮+丁胺黑药,选氧化锌时采用了复合捕收剂A928,最终获得了铅品位和回收率分别为53.67%和82.92%、含锌5.23%的铅精矿,锌品位和回收率分别为51.08%和40.75%、含铅1.06%的硫化锌精矿及锌品位和回收率分别为22.55%、44.28%、含铅1.22%的氧化锌精矿,实现了氧化铅锌矿石的有效分选。 相似文献
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为了回收鞍山某浮选尾矿中的铁,进行了详细的工艺矿物学研究和回收工艺研究。结果表明,齐大山铁矿选矿分厂浮选尾矿的品位为19.51%;其中的铁矿物以赤(褐)铁矿和磁铁矿为主,脉石矿物以石英矿为主。最终确定采用螺旋溜槽重选—磁选—反浮选流程,获得的分选技术指标为:最终精矿铁品位为63.50%、产率为15.99%、铁回收率为52.07%。试验研究结果为后期该尾矿资源回收铁提供了技术支撑。 相似文献
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对某含铜钼钨矿石进行了浮选分离工艺研究。该矿石为钨重选毛砂,除钨矿物外,还富含铜、钼等有价金属硫化矿物。根据矿石性质,采用铜钼混合浮选—铜钼分离的浮选工艺,综合回收矿石中的钨、铜、钼。铜钼混合浮选时,采用高效活化剂BK546,有利于矿石浮选脱硫,提高铜钼回收率,并减少钨的互含损失。闭路试验获得钼精矿含钼57.90%、铜0.68%、钼回收率96.44%;铜精矿含铜37.32%、回收率99.64%;钨精矿含WO3 68.12%、铜0.025%、钼0.005%、钨回收率97.30%。实现了矿石中钨、铜、钼的有效分离回收。 相似文献
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对含铅0.48% 、锌0.75%、银90.00 g/t的山西某铅锌银多金属矿进行了选矿试验研究。采用铅银混浮-锌浮选工艺,在磨矿细度-0.074 mm粒级占80%条件下,以水玻璃为调整剂、硫酸锌+亚硫酸钠为锌矿物抑制剂、BK906和BK903G为组合捕收剂、BK-201为起泡剂,优先选铅银,选铅银尾矿以石灰为调整剂、硫酸铜为活化剂、丁基黄药为捕收剂选锌,可获得铅品位27.54%、铅回收率76.47%、银品位5252.5 g/t、银回收率73.03%、锌品位3.87%的铅银混合精矿和锌品位54.96%、锌回收率71.00%、银品位359.6 g/t的锌精矿。 相似文献
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以赞比亚某铜钴矿为研究对象,针对铜钴矿浮选回水回用导致铜钴难以有效分离的问题,本文研究了抑制剂对钴矿物的选择性抑制和活化剂对钴矿物的活化作用。采用“一粗、一扫、三精”优先选铜,选铜尾矿采用“一粗、一扫、两精”再选钴的优先浮选工艺,可得到铜品位为31.76%、回收率为94.03%的铜精矿,钴品位为3.25%、回收率为55.29%的钴精矿。本研究可以较好地解决浮选回水回用恶化铜钴分离的问题,实现铜钴的综合回收,为同类型铜钴矿浮选回水回用提供重要技术支撑。 相似文献