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白钨矿浮选工艺及药剂现状 总被引:3,自引:1,他引:2
文章在收集大量的资料的基础上,主要介绍了白钨矿浮选工艺及其浮选过程中的捕收剂和抑制剂的现状以及作用原理,同时展望了白钨矿浮选药剂的发展方向. 相似文献
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浮选分离药剂选择是萤石选矿的重点和难点之一. 总结萤石浮选的捕收剂和调整剂的种类、作用机理及使用现状,清洁、高效捕收剂和选择性强抑制剂是萤石浮选药剂的优选;重点介绍低温浮选捕收剂的研究现状及其在萤石浮选中的优势;组合药剂和新型浮选药剂的开发,性能及作用机理的研究仍然是今后研究的主要方向. 相似文献
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某铜浮选尾矿中回收白钨矿的选矿试验研究 总被引:1,自引:0,他引:1
为提高钨资源回收,针对某铜矿山含WO30.089%的铜浮选尾矿,采用“磁选预先脱出磁黄铁矿-硫化矿浮选-钨粗选-白钨加温精选”的工艺以及白钨矿捕收剂FW,进行了较为系统的选矿试验研究。研究表明,由于磁黄铁矿被强烈抑制,难以活化浮选,采用磁选工艺脱出磁黄铁矿是获得较高品质钨精矿的关键。试验分别考察了油酸、ZL、FW三种捕收剂对白钨矿浮选的影响,试验表明,白钨矿捕收剂FW有着较强的捕收能力和选择性。研究最终获得钨精矿含WO356.24%,回收率52.54%的试验指标。 相似文献
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-10 μm白钨矿的浮选回收率低, 导致大量白钨矿损失于尾矿中, 造成资源浪费, 而载体浮选是提高-10 μm白钨矿回收率的有效方法之一.根据粒级以及粒级组成对白钨矿浮选的影响, 通过浮选试验、理论计算和仪器检测等方法研究了-10 μm细粒级白钨矿的自载体浮选, 同时研究了载体比例、载体含量和碳酸钠对白钨矿自载体浮选的影响.研究结果表明, 油酸钠为捕收剂时, 在合适的载体粒度和载体比例下, 自载体浮选是提高-10 μm白钨矿回收率的有效方法, 碳酸钠可强化白钨矿的自载体浮选, 扩大载体比例和载体粒度范围.机理研究表明, 白钨矿 相似文献
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高效钨捕收剂是细粒级钨资源浮选回收的关键因素。通过单矿物浮选试验研究了新型螯合捕收剂GYX和经典捕收剂GYB对白钨矿、黑钨矿以及主要脉石矿物的浮选行为影响,结果表明:采用GYX捕收剂对白钨矿和黑钨矿的最高浮选回收率与采用GYB相近,对萤石的浮选回收率比采用GYB低5个百分点,捕收剂药剂用量减少约50%。在此基础上,以某萤石含量高的钨多金属矿为试验对象,在原矿磨矿细度为-0.074mm占82.35%条件下,对含WO3 0.34%、CaF2 29.42%的原矿,采用GYX作钨捕收剂,进行钨浮选闭路试验可获得含WO3 40.57%、钨回收率为74.90%的钨精矿,取得较好的试验指标。 相似文献
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广西某白钨矿选矿试验研究 总被引:1,自引:1,他引:0
对广西某白钨矿进行了选矿试验研究。试验采用浮选脱硫-脱硫尾矿浮选选钨工艺。试验表明:采用碳酸钠做pH调整剂,硫酸铜做活化剂,丁黄药与丁铵黑药做捕收剂,脱硫效果好,硫脱除率90%以上;钨的浮选采用水玻璃、碳酸钠做抑制剂和G-O1做捕收剂效果佳。闭路试验采用一粗二扫二精浮选脱硫-脱硫尾矿一粗一扫五精选钨的浮选流程,可获得含硫51.22%的硫精矿,含WO371.27%、回收率为84.55%的钨精矿。 相似文献
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某含钼白钨矿选矿试验研究 总被引:5,自引:0,他引:5
在矿石工艺矿物学研究基础上,对某矿石性质复杂的含钼白钨矿,采用单一浮选工艺流程,在Na2SiO3弱碱性介质中,进行硫化钼浮选,在Na2CO3和Na2SiO3碱性介质中用GYW新型氧化矿捕收剂进行白钨矿粗选。白钨粗精矿加温精选采用改进后的“彼德洛夫法”,当原矿含Mo0.08%、WO30.58%时,获得Mo品位45.5%、Mo回收率80.1%的钼精矿和WO3品位65.7%、WO3回收率75.9%的白钨精矿,钨和钼获得较好的回收。 相似文献
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某难选黑白钨共生矿试验研究 总被引:1,自引:0,他引:1
某黑白钨共生矿中富钙、富镁的脉石矿物含量高,严重影响了钨矿物的回收利用。为了解决该技术难题,原矿经硫化矿浮选、磁选后对钨给矿(WO3 0.48%)进行试验研究,采用改性水玻璃、硝酸铅,螯合类捕收剂GYB和改性脂肪酸类捕收剂GYR组合进行粗选获得的黑白钨混合粗精矿,采用改进型彼得洛夫法-添加调整剂NC、NF、水玻璃和捕收剂GYR,进行加温精选分离,加温精矿经酸浸得白钨精矿,加温尾矿经摇床得重选黑钨精矿,摇床尾矿经浓缩添加调整剂NA、改性水玻璃和硝酸铅,组合捕收剂GYB和GYR得浮选黑钨精矿。小型试验获得指标:WO372.21%的白钨精矿,回收率59.08%。WO3 47.92%的重选黑钨精矿,回收率14.15%。WO3 55.72%的浮选黑钨精矿,回收率6.33%。钨的总回收率达79.56%。 相似文献
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通过分析荡坪钨矿宝山选厂的白钨特级品浮选作业存在的问题,提出调整药剂制度,即添加氧化石腊皂捕收剂和减少水玻璃抑制剂用量的措施,在保证白钨精矿质量满足用户要求的前提下,大大地提高了作业回收率。1999年与1998年相比,白钨精矿作业回收率提高了5.74%,获得了较好的经济效益。 相似文献
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S. B. LEONOV O. N. BELKOVA B. F. KUKHAREV 《Mineral Processing and Extractive Metallurgy Review》2013,34(3):175-184
Abstract New representatives of oxazolidines have been prepared by condensation of carbonyl com pounds with aminoalcohols (compounds I-III), or by mutual condensation of formaldehyde with monoethanolamine and acyclic alcohols (compounds IV-IX) according to known methods. Oxazolidines I, II and IV-VII were tested as frothers in direct selective flotation of lead-zinc ores. Only oxazolidine I in the lead cycle is a worse frother than T-80. In the zinc cycle, the tested oxazolidines were better than oxal T-80 at consumption rates of 10 to 30 g/t. Compounds III, VIII and IX were tested as additional modifiers in collective flotation of copper-lead-zinc ores and xanthogenate flotation of primary scheelite ores. Compounds III and IX reduce WO3 losses both in the sulphide product and in the tailings of scheelite flotation. Oxazolidine III is a more efficient modifier than compound IX. Compound V was tested as a modifier in flotation of scheelite by sodium oleate at pH 9.3–9.6. Oxazolidine V improves the efficiency of sodium oleate in floatation of scheelite, which is due to changes in the proportions of the three forms of oxyhydrylic collector in the liquid phase of the pulp-ionic, molecular, and micellar. 相似文献
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某白钨矿回收工艺的试验研究 总被引:1,自引:0,他引:1
针对某钨矿的主要钨矿物为白钨矿,采用优先浮硫-白钨常温粗选-钨粗精矿加温精选的工艺回收钨矿物。试验表明:在磨矿细度为-0.074 mm占82%的条件下,以碳酸钠和水玻璃为调整剂,ZL为捕收剂浮选钨。当原矿品位WO3为0.593%时,可获得品位WO3 65.97%、回收率81.98%的白钨精矿。 相似文献
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J. I. Martins M. M. Amarante 《Mineral Processing and Extractive Metallurgy Review》2013,34(6):367-386
The production of high-grade scheelite concentrates from low-grade ores involves a set of operations to eliminate the undesirable minerals. The present work includes as main goals the study of the effect of (i) meteorization of the ore, (ii) pH during the grinding, (iii) the amount of soda ash in grinding process, (iv) the depression or previous flotation of sulphides, (v) and the acidification of the silicate solution on the scheelite grade and tungsten recovery from flotation of Tarouca tailings. The studies which led to the conditions to produce a 72% WO3 concentrate at a 71% recovery from fresh tailings assaying 0.52% WO3, using Pamak-4 as collector are presented. 相似文献