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1.
某微细粒嵌布磁铁矿选矿工艺研究 总被引:1,自引:0,他引:1
针对某微细粒磁铁矿进行了全磁选流程和磁选-反浮选流程对比试验研究。结果表明,在最终磨矿细度相当的情况下,2种工艺流程都获得了产率48%左右、TFe品位66%左右、回收率80%左右的铁精矿指标,而采用磁选-反浮选流程的第三段磨矿量比全磁选流程减少了2/3。磁选-反浮选流程具有显著的节能降耗优势。 相似文献
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临涣选煤厂针对洗选过程中存在的精煤泥旋流器组溢流跑粗、精煤泥弧形筛筛下水跑粗、精煤泥弧形筛脱水效果较差等问题,重点开展精煤泥分级旋流器组入料分配不均匀、筛分错配物影响、弧形筛脱水效果的现场攻关和研究。现场大量试验表明:通过停止精煤泥旋流器组,增加精煤泥弧形筛数量、减小筛缝尺寸,改变精煤泥弧形筛击打,改用高频脱水筛等方式,从源头上解决了精煤泥分级旋流器组跑粗,明显改善了精煤泥弧形筛筛下水跑粗的问题,提高了精煤泥弧形筛分选效果。在降低介泥灰分、减少浮选过程中粗颗粒的含量、缓解浮选回收压力、降低降低浮选油耗、提高浮选精煤灰分、保证精煤产率、节约生产成本方面有实践意义。 相似文献
6.
某含锌锡多金属硫化矿石Zn、Sn、Fe、S含量分别为6.04%、1.05%、29.33%、19.08%,锌主要以铁闪锌矿、闪锌矿的形式存在,锡主要以锡石的形式存在,铁主要以黄铁矿、磁黄铁矿等形式存在,其中的金属矿物共生关系密切,相互包裹现象普遍。为确保不影响后续选锡,对锌浮选流程进行了试验研究。结果表明:矿石在磨矿细度为-0.074 mm占80%的情况下,采用预先脱硫—锌硫混浮再分离流程处理,在选择硫酸铜为锌矿物活化剂、丁基黄药为捕收剂、松醇油为起泡剂、石灰为黄铁矿抑制剂的情况下,经1段脱硫、2粗1扫锌硫混浮、1粗2精锌硫分离,锌硫分离精选尾矿与锌硫混浮扫选精矿2次精选后锌硫分离,最终获得锌精矿Zn品位47.06%、回收率90.76%,试验指标良好。 相似文献
7.
广东某复杂铜铅锌矿石中的矿物嵌布粒度较细且相互包裹,导致现场铜、铅、锌浮选分离困难,为解决此问题进行了选矿试验研究。结果表明:在选铜时,选用FK 1与DS组合抑制铅锌,可有效解决精矿的互含问题;在高碱工艺下,采用先铜后锌的优先浮选工艺,铜铅粗泡再磨后经2次精选,能获得铜品位为2110%、回收率为8088%的铜精矿,铅锌总含量为1023%,达到铜精矿四级品要求;采用1粗2精2扫流程处理选铜尾矿,获得了锌品位为5217%、回收率为9278%的锌精矿。试验所用药剂全部为常规药剂,试验流程结构简单,现场实施比较容易,可作为现场改造的依据。 相似文献
8.
青海某金矿石平均含金2.62 g/t、含砷0.28%,为典型的含砷难处理金矿。选矿厂采用"一次粗选、两次精选、两次扫选"浮选工艺,但金的回收率仅为77%左右,损失严重。为了查明金损失原因,提高选矿厂浮选回收率,利用化学多元素分析、光学显微镜、扫描电镜等工艺矿物学研究手段,对青海某金矿选矿厂浮选尾矿进行工艺矿物学研究。结果表明,浮选尾矿含金0.81 g/t,但金的赋存状态较为复杂,主要以极微细粒(粒度0.3~3μm)形式包裹于石英、方解石、钠长石等脉石矿物中,其次是以微细粒(粒度2~6μm)形式包裹于毒砂和斜方砷铁矿中,还可见部分金粒(粒度小于10μm)嵌布于脉石裂隙中。金嵌布粒度极细和包裹金所占比例较高,是选矿回收率不高的主要原因。 相似文献
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10.
江西某低品位白钨矿石WO3含量为0.20%,矿物组成较复杂,金属矿物主要有白钨矿、磁黄铁矿等,非金属矿物主要有萤石、石英、透闪石、滑石、金云母、黑云母、白云母、石榴石、长石、绢云母、方解石等,含钙脉石矿物含量较高,矿石中白钨矿与脉石矿物共生关系紧密。为确定白钨矿的高效选矿工艺,进行了选矿试验研究。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占65%的情况下1次浮选脱硫,然后以碳酸钠为矿浆pH调整剂、水玻璃+栲胶为脉石矿物组合抑制剂、731为白钨矿浮选捕收剂,经1粗2精1扫浮选预富集钨、预富集精矿水玻璃强化调浆后1粗2精1扫常温浮选选钨、常温钨精矿90 ℃下水玻璃强化调浆后1粗5精1扫加温浮选选钨,最终获得WO3品位50.23%、WO3回收率为70.32%的白钨精矿,实现了白钨矿的高效回收。 相似文献