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针对四川江铜稀土牦牛坪稀土选矿厂稀土综合回收率较低,重晶石、萤石精矿品位不达标的现状,提出采用混合浮选工艺预先富集稀土、重晶石和萤石,然后采用湿式强磁选机分离稀土获得稀土精矿,最后对磁选尾矿进行重晶石和萤石依次优先浮选分离的新工艺,通过试验验证,该工艺解决了原设计工艺存在的问题,提高了选矿厂稀土综合回收率,并获得了合格重晶石精矿和萤石精矿。 相似文献
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本文主要介绍采用烷基异羟肟酸及其胺盐作为稀土矿物捕收剂,从该矿主东矿体中贫氧化矿原矿、萤石稀土混合泡沫产品和重选稀土粗精矿中优先浮选稀土有关问题。通过对上述三种试料进行试验,均获得稀土品位大于60%,回收率大于50%的高品位稀土精矿和分低品位稀土精矿。证明了烷基异羟肟酸及其胺盐是稀土矿物有效捕收剂;采用优先浮选稀土选矿工艺从该矿中综合回收稀土是切实可行的。但是,由于萤石稀土混合泡沫产品和重选稀土粗精矿中矿物表面剩余氧化石腊皂的影响,都需采取强抑制、强捕收才能获得满意的选别指标。 相似文献
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本文论述了包头矿的物质组成及其特点。根据其矿石特点,制定了包头矿选矿综合利用新工艺。该工艺采用脂肪酸捕收剂浮选稀土和萤石,使之与铁和含铁硅酸盐矿物分离;随后采用不同的方法脱除剩余的脂肪酸和使用螯合型捕收剂羟肟酸(盐)进行稀土和萤石分离,稀土、萤石浮选尾矿采用细磨和选择性团聚新技术使铁和含铁硅酸盐矿物获得满意的分离。其半工业试验指标:铁精矿品位62.83%、含氟0.18%、含磷0.074%,铁回收率82.44%,稀土总回收率39.44%,其中高品位稀土精矿品位61.10%,回收率25.13%,低品位稀土精矿品位39.44%,回收率14.31%,萤石精矿品位含氟化钙90.22%,回收率11.10%。 相似文献
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用羟肟酸类捕收剂浮选稀土矿物 总被引:3,自引:0,他引:3
用羟肟酸类捕收剂浮选稀土矿物孟颖(包钢稀土研究院包头014010)随着新的稀土矿床的发现,以及稀土工业的不断发展和扩大,稀土浮选药剂的研制和稀土选矿工艺研究工作也在不断地继续深入,尤其是在羟肟酸类等新型浮选剂的研制成功,使得稀土矿物浮选的研究工作提高... 相似文献
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采用选厂尾矿库积水泵站回水、地表水配置浮选药剂进行浮选粗选试验,试验结果表明:回水、地表水可以代替生产新水配置铁反浮捕收剂、稀土捕收剂、混合浮选捕收剂、萤石浮选药剂,水质对浮选指标影响不大。采用回水和地表水配置浮选药剂,可以减少生产新水补水量,降低生产成本。 相似文献
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稀土矿物(主要指氟碳铈矿和独居石)与萤石等杂质矿物共存时,由于它们之间可浮性非常相近,因此造成了稀土矿物分选的困难。本文研究了稀土矿物与萤石等杂质矿物的浮选分离,根据药剂组合使用的协同效应原理,提出了两种简单的组合抑制剂,实现 相似文献
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研究了内蒙阿巴嘎旗某萤石矿生产优质低硅萤石精矿的浮选药剂和工艺流程。通过采用一次粗选、一次扫选、粗精矿再磨后五次精选,弱酸性介质精选的浮选工艺,获得含CaF297.52%,SiO21.06%,回收率为85.19%的萤石精矿。 相似文献
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针对新疆某黄金矿山的矿石性质变化造成现有的浮选药剂与矿石性质不匹配,导致生产指标失稳,使得金的回收率产生较大波动的问题,进行了合理的实验室试验和全流程闭路试验。根据矿石的工艺矿物学特征,以传统的硫化矿浮选工艺为基础,采用富硫化物的方法辅之高效的浮选药剂,提高了硫化矿中的有价成分金的回收率。在实验室条件试验的基础上确定了合理的工艺流程、浮选药剂和浮选时间,品位为6.5×10-6的原矿金回收率由原来的84%提高到90%,浮选金精矿品位为60×10-6,尾矿为0.4×10-6。在原矿品位和精矿品位不变的条件下,实验工艺流程更环保,浮选时间更合理,回收率更高,为企业创造了可观的经济效益,同时也节约了资源。 相似文献
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青海某金矿新建30 t/d选冶中试厂,选冶工艺以浮选和环保提金剂浸出工艺为主,主要针对金矿资源选冶新工艺、新技术、新药剂、新材料和自动化控制等在工业生产应用前的中试验证及优化试验进行系统研究。中试厂原设计流程单一,无法满足工艺流程优化试验研究的需求,通过对该中试厂工艺流程设计进行优化,实现了不同试验工艺流程的组合和调整,在小试研究结果基础上对该矿山2个矿区的矿石分别进行工艺优化中试研究,研究成果成功应用于选厂实际生产中,黄龙沟矿区矿石回收率由77.51%提高至82.48%,年新增产值883.45万元。 相似文献
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柿竹园多金属矿原矿中硫含量在1%左右,目前采用磁选选铁—浮硫—浮钨—浮萤石工艺,硫化矿全浮段没浮起的硫在目前的浮钨工艺中会在得到的黑白钨混合精矿中大量富集,含量有时可高达6%,影响黑白钨混合精矿质量。为把柿竹园黑白钨混合精矿中硫含量控制在2.5%以下提高产品质量,进行了硫化矿全浮段工艺优化试验。通过试验可知最佳粗选条件:pH=9.75、水玻璃用量1 000 g/t、乙硫氮用量80 g/t、黄药用量30 g/t、BK205用量30 g/t,在最佳试验条件下进行了1粗1精1扫浮选闭路浮选试验,可得到硫化矿全浮精矿硫品位35.5%,回收率90.62%,硫化矿全浮尾矿中硫的品位0.1%以下。 相似文献
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难选铅锌矿无氰选矿新技术研究 总被引:3,自引:0,他引:3
针对复杂难选铅锌硫银多金属矿选矿生产中长期使用氰化钠分离铅锌硫的现状,研究寻求替代氰化钠使用的多组份抑制剂、捕收剂药剂制度,及合理可行的工艺流程方案。研究结果获得的组合抑制剂和组合捕收剂,以及铅优先浮选中矿再磨再选方案1,和铅优先浮选中矿顺序返回方案2选矿工艺技术,可以完全取消氰化钠选别分离铅锌硫矿物。与采用氰化钠工艺的生产指标比较,小型试验指标铅精矿回收率提高5%~10%、铅精矿中金、银回收率分别提高7%和11%;工业试验指标,在铅+锌原矿品位降低5%条件下,铅锌金银回收率也获得了提高。实现了对该矿山三种类型复杂难选铅锌硫矿石选矿取消使用氰化钠、采用低碱无毒药剂浮选分离铅锌硫的目标。 相似文献
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针对内蒙古某低品位高氧化率混合锌矿的特点,采用先硫化锌浮选-后氧化锌浮选工艺进行了试验研究,其中氧化锌浮选采用硫化-胺法工艺。结果表明,在不脱泥,磨矿细度-0.074 mm 75%,经硫化矿优先浮选,获得硫化矿锌精矿品位59.89%,锌回收率32.92%;氧化矿硫化胺法浮选获得锌精矿品位32.40%,锌回收率28.01%,有效实现了低品位氧化锌矿的浮选。 相似文献
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随着稀土选矿技术的日趋进步,白云鄂博稀土精矿的品位提升至65%以上,且可进行大规模的生产应用。以白云鄂博高品位混合型稀土精矿为研究对象,采用XRD、EDS、SEM、AMICS等表征手段对高品位稀土精矿进行系统研究。研究结果表明,高品位精矿中REO品位为67.96%,轻稀土元素占稀土总量的98.65%,属典型富铈低钇型轻稀土,矿中的钙、氟、磷杂质含量明显降低;稀土精矿主要由氟碳铈矿、独居石、萤石、磷灰石构成,稀土主要赋存于氟碳铈矿和独居石,其总质量分数为92.55%;氟碳铈矿和独居石与萤石、铁矿石、硅酸盐、碳酸盐矿物连生,连生关系复杂。高品位稀土矿的特性研究对稀土资源高效综合利用具有一定指导意义。 相似文献
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针对某难选氧硫混合型铜矿的特点,利用铜矿物之间可浮性的差异,采用“先硫后氧,先浮选易选氧化铜矿,再浮选难选氧化铜矿”的异步浮选的流程,对含铜3.99%的原矿,在条件优化试验的基础上,开展闭路试验,可以获得浮选硫化铜精矿含铜50.66%,铜回收率25.17%,氧化铜精矿含铜19.68%,回收率54.05%,浮选综合铜精矿回收率达到79.23%。 相似文献