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针对四川某稀土矿选矿工艺存在的稀土回收率低的问题,开展了一系列选矿试验研究。试验结果表明,在矿浆质量浓度为30%,粗选NaOH用量为600g/t,水玻璃用量为3000g/t,EF1106用量为3500g/t,起泡剂用量为60g/t情况下,采用一粗、三精、两扫、中矿按顺序返回的选矿流程,可获得稀土REO的品位和回收率分别为66.32%和79.88%的稀土浮选精矿。与该选厂的生产指标相比,稀土回收率提高了13.93%。 相似文献
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内蒙古某铅锌矿随着开采深度的加深,黄铁矿含量升高,含硫接近30%。为此,在对新采出原矿进行工艺矿物学研究的基础上开展了选矿试验,为该选厂合理选矿工艺流程确定提供依据。结果显示:矿石主要有价元素为铅、锌、硫,铅品位为7.56%,锌品位为23.35%,铅、锌均主要以硫化矿形式存在,方铅矿、闪锌矿、黄铁矿嵌布粒度均为粗粒嵌布。在磨矿细度为-0.074 mm占70%条件下,以ZnSO4为抑制剂、乙基黄药为捕收剂、730A为起泡剂经1粗2扫流程等可浮铅锌硫,等可浮尾矿以CuSO4为活化剂、丁基黄药为捕收剂、730A为起泡剂经1粗1精1扫选锌,获得锌精矿1,等可浮精矿在再磨细度为-0.043 mm占80%条件下以石灰为抑制剂、乙硫氮为捕收剂经1粗3精1扫选铅,获得铅精矿,选铅尾矿CuSO4为活化剂、丁基黄药为捕收剂、730A为起泡剂经1粗1精1扫锌硫分离浮选,获得锌精矿2和硫精矿,锌精矿1和锌精矿2合并为锌精矿,最终获得了铅品位为59.26%、回收率为88.73%的铅精矿,锌品位为52.21%、回收率为94.95%的锌精矿,硫品位为48.71%、回收率为48.93%的硫精矿。试验结果可以为该深部矿体高硫铅锌矿石开发利用提供依据。 相似文献
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福建川石金矿选矿厂前期采用常规浮选工艺生产金精矿,浮选采用一次粗选、三次精选、四次扫选工艺流程,丁基铵黑药和丁基黄药作为捕收剂、松醇油为起泡剂、硫酸铜为活化剂、石灰用作p H值调整剂,选矿厂尾矿中金品位为0.82g/t,金选矿回收率为61.87%。经过工艺流程的优化,调整为一次粗选、两次精选、三次扫选,捕收剂丁基铵黑药30 g/t,丁基黄药100 g/t,起泡剂松醇油30 g/t、SC 15 g/t。最终选矿厂尾矿中金品位降至0.28 g/t,金的回收率为87.32%,年增加经济效益可达1 259.42万元。 相似文献
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王小生 《有色金属(选矿部分)》2019,(1):35-38
柿竹园野鸡尾铜锡多金属矿含Cu 0. 18%,含Sn 0. 36%,其它有价元素均较低。由于铜锡有价元素嵌布粒度较细,磨矿粒度较细,采用重选回收率较低,因此采用浮选的方法来回收锡石。本研究采用碳酸钠作为pH值调整剂,硝酸铅作为活化剂,GYB作为捕收剂,松醇油作为起泡剂,采用一次粗选两次扫选三次精选的工艺流程,最终闭路试验结果表明,锡石精矿中锡含量为5. 27%、回收率62. 42%。 相似文献
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三道沟含砷微细粒浸染金矿石浮选试验研究与实践 总被引:1,自引:0,他引:1
通过对三道沟含砷微细浸染金矿石的浮选试验研究 ,得出处理该矿石合理的工艺流程及药剂条件 ,即煤油除杂工艺流程 ,碳酸钠和硫酸铜为调整剂 ,丁基黄药与SK -90 11(工业用丁基黄药和丁基铵黑药 )为捕收剂 ,松醇油为起泡剂。小型试验和工业试验均获得较好的试验指标。工业试验结果为 ,原矿品位 7.2 8g/t,精矿品位 49.2 5g/t,回收率 81.5 2 %。并以此为基础转入工业生产。 相似文献
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用新型捕收剂回收某铅锑锌锡多金属矿石中的铅锑 总被引:1,自引:0,他引:1
以自行研制的新型捕收剂GYY-1和GYY-3代替丁铵黑药、以广州有色金属研究院研制的具有起泡性能的捕收剂DY代替2号油,在不改变现场原则流程的情况下解决广西某铅锑锌锡多金属矿选矿厂近年来因矿石性质变化而导致的铅锑精矿指标恶化问题,实验室试验时铅锑精矿的Pb+Sb品位提高了2.91个百分点、铅回收率提高了6.47个百分点、锑回收率提高了4.23个百分点,工业应用考察时铅锑精矿的Pb+Sb品位提高了0.85个百分点、铅锑回收率提高了3.75个百分点。根据工业应用考察结果,预计采用新药剂可使选矿厂每年增加经济效益1 323万元。 相似文献
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针对某铜冶炼渣选矿厂尾矿品位偏高的问题,进行了大量的工艺参数条件试验研究。试验结果表明,在一段磨矿细度-74 μm 64.8%、二段磨矿细度-45 μm 90.1%、快速浮选Z-200用量440 g/t、快速浮选2#油用量140 g/t、二段浮选Z-200用量140 g/t的条件下,浮选指标最优;同时,为了提高磨矿细度,改造了一段磨矿返砂槽、优化了磨矿介质控制参数。生产实践结果表明,炉渣含铜4.237%时,可获得铜精矿品位为20.696%,尾矿铜品位为0.286%的较好指标。 相似文献
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Concentrators processing PGM bearing ores make use of polysaccharide depressants to reduce the recovery of the undesired naturally floatable gangue minerals, mainly silicates, present in the ore. Recent work has shown that high depressant dosages can completely depress naturally floatable gangue and thus prevent it from reporting to the concentrate. These high depressant dosages can, however, have a negative effect on the recovery of valuable minerals present in the ore by reducing the stability of the froth. In order to counterbalance the effects of depressant addition, frothers are added. It is, however, preferable to maintain independent control over bubble size and froth stability which is difficult to achieve with only one frother. An alternative strategy is to use a blend of frothers, e.g. a weaker frother in combination with a stronger frother. Such a system allows an additional degree of freedom: changing the ratio of the two frothers provides more independent control of bubble size and froth stability. This study demonstrates through the use of batch flotation tests how blending low molecular weight alcohols with commercially available frothers impacts the solids and water recovery, as well as the valuable mineral recovery and concentrate grade in different PGM ores. Higher water and solids recoveries together with higher valuable mineral recoveries (>90% copper and >70% nickel) were obtained from tests using frother blends. 相似文献
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白云鄂博铁矿是世界上罕见的大型多金属矿床,多年来只作为铁矿和稀土矿进行开发,选别流程中稀土回收率较低,造成大量稀土资源和矿体中蕴含的萤石资源随着选铁尾矿排入到尾矿库中。为综合回收稀土和萤石资源,以白云鄂博某选厂选铁尾矿为研究对象,开展综合回收稀土和萤石的研究,采用的工艺流程为稀土浮选—萤石预选—萤石精选—强磁选。稀土浮选以水玻璃为抑制剂、SR为捕收剂、2#油为起泡剂,萤石预选以水玻璃为抑制剂、SF为捕收剂,萤石精选以酸性水玻璃为调整剂、SY为抑制剂、油酸钠为捕收剂,最终获得了REO品位50.54%、REO回收率92.32%的稀土精矿和CaF2品位95.51%、回收率50.98%的萤石精矿。 相似文献
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河南舞钢市某矿业公司选矿厂磁选精矿铁品位较低,为63.50%左右,而二氧化硅含量高达10% 左右。为提高产品质量,对该磁选精矿进行了多种选别工艺的提质降杂实验室小型试验。根据小型试验结果,采用细筛分级、筛上再磨弱磁选流程进行扩大连续试验,获得了产率为91.94%、铁品位为68.20%、SiO2含量为3.44%、铁回收率为97.81%的精矿产品,达到了精矿铁品位>68%的目标,试验结果可作为选矿厂生产流程优化改造的技术依据。 相似文献