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相似文献
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1.
江西某钨矿选矿试验研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
在工艺矿物学研究的基础上,对含WO30.43%的江西某石英脉型钨矿进行了选矿试验研究。结果表明,采用分级跳汰—跳汰尾矿浮选的工艺流程,黑白钨混合浮选的捕收剂采用CF和BK-410,可获得WO3品位28.86%、WO3回收率42.39%的跳钛精矿,以及WO3品位3.59%、WO3回收率30.07%的浮选精矿。  相似文献   

2.
某铜钨矿选矿试验研究   总被引:3,自引:0,他引:3  
通过工艺矿物学研究,进而查明该矿石的化学成分、矿物组成、嵌镶关系、粒度分布特征,采用优先选铜—组合捕收剂选白钨白钨—粗精矿加温精选—黑钨摇床重选的联合流程,取得了较好的指标,铜精矿品位18.35%、铜回收率94.64%,白钨精矿品位60.35%、白钨回收率76.41%。  相似文献   

3.
某低品位黑白钨矿选矿试验研究   总被引:4,自引:0,他引:4  
以WO3品位为0.23%的某低品位黑白钨矿为研究对象,按混浮黑白钨矿-彼得罗夫法分离白钨矿-摇床分粒级回收黑钨矿的原则流程进行了适宜的磨矿细度、合适药剂用量研究,最终获得的白钨精矿、黑钨精矿1和黑钨精矿2的WO3品位分别为65.43%、50.11%、31.65%,回收率分别为51.21%、26.14%、13.76%,钨总回收率为91.11%。  相似文献   

4.
江西某矿钨细泥(70%-30μm)的WO2在白钨矿、黑钨矿和钨华中的分布率分别为45.30%,53.01%,1.69%.采用Na2CO3、改性Na2SiO3和Pb(NO3)2作调整剂,TA-4作捕收剂对黑白钨矿进行粗选,然后加温精选分离,其泡沫经酸浸获得白钨精矿.加温精选尾矿经摇床选别获得黑钨精矿.试验结果表明,Na2CO3的合理添加直接影响黑白钨混合浮选的选别效果;采用新型选钨捕收剂TA-4是提高钨选别指标的关键。精选中加入NTA有利于白钨矿与黑钨矿的分离.当钨细泥给矿品位(WO3)为0.2%时。获得品位59.55%、回收率47.21%的白钨精矿,品位36.62%、回收率19.53%的黑钨精矿,钨精矿的平均品位为50.60%、总回收率为66.74%.  相似文献   

5.
组合捕收剂回收某钨矿的试验研究   总被引:10,自引:0,他引:10  
采用由广州有色金属研究院自主研发的钨矿捕收剂GYB与ZL, 对含WO3 0.81%的原矿, 进行黑钨矿和白钨矿的混合浮选, 发现GYB与ZL 的组合存在正协同作用, 并获得了含WO3 30.07%、回收率为88.79%的粗精矿。对粗精矿进行加温精选获得白钨精矿中WO3品位为68.24%, 回收率为60.02%; 精选尾矿经摇床选别获得黑钨精矿中WO3品位为66.17%, 回收率为13.74%; 次钨精矿中WO3品位为32.72%, 回收率为10.79%; 钨精矿中WO3总回收率为84.55%, 获得了较好的选矿指标。  相似文献   

6.
东北某白钨矿选矿工艺的研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
东北某钨矿为矽卡岩型白钨原生矿床,用Na2CO3作pH调整剂,用Na2SiO3和YN作脉石抑制剂,ZL作捕收剂,经过加温精选,当原矿品位(WO3)为2.83%时,可获得品位(WO3)75.01%的一级Ⅰ类白钨精矿,WO3回收率91.89%.  相似文献   

7.
云南某白钨矿的选矿试验研究   总被引:2,自引:1,他引:1  
试验矿样取自云南省某地白钨矿,原矿品位0.65%,研究了白钨矿的浮选工艺以及在浮选过程中各种药剂的用量,最终精矿品位达到65%左右,回收率达到80%以上,取得了较好的试验效果。  相似文献   

8.
针对新疆某地黑白钨矿矿石性质,采用"重选—浮选—重选"的工艺流程,应用"GYB+ZL"组合捕收剂,最终获得了WO3品位65.23%、回收率40.17%黑白钨混合精矿;浮选白钨精矿品位65.11%、回收率28.64%,黑钨精矿一品位50.02%、回收率15.40%,黑钨精矿二品位32.10%、回收率7.06%,钨的总回收率91.27%。  相似文献   

9.
广东某含铁钨矿选矿试验   总被引:1,自引:0,他引:1  
周源  胡文英 《金属矿山》2012,41(11):70-72
对以白钨矿和磁铁矿为主的广东某含铁钨矿,采用优先脱硫-弱磁选选铁-常温浮选白钨的原则流程进行了选矿工艺研究。结果表明,采用1粗1扫脱硫、1粗1精弱磁选选铁、1粗3扫5精浮选选钨流程处理该矿石,最终获得了铁品位为64.72%、回收率为58.72%的铁精矿,WO3品位为56.38%、回收率为86.45%的钨精矿,硫品位为25.54%、回收率为71.13%的硫精矿。  相似文献   

10.
东北某钨矿为矽卡岩型白钨原生矿床,用Na2CO3作pH调整剂,用Na2SiO3和YN作脉石抑制剂,ZL作捕收剂,经过加温精选,当原矿品位(WO3)为2.83%时,可获得品位(WO3)75.01%的一级I类白钨精矿,WO3回收率91.89%.  相似文献   

11.
山西某金红石矿选矿试验研究   总被引:2,自引:0,他引:2  
山西某金红石矿采用重选主干流程进行选别,精矿产品TiO2品位为90%左右,但金红石(TiO2)的回收率不足50%。为提高金红石的选矿回收率,开展了以浮选为主干流程的选矿工艺研究。确定的选矿方案为两次浮选抛尾─金红石浮选(一次粗选、两次精选)─浮选精矿除杂(弱磁选—强磁选—重选)。全流程试验结果表明:采用浮选主干流程大大提高了精矿TiO2的回收率,总精矿TiO2回收率为69.25%,金红石矿物的回收率达到86.42%,其中精矿1含TiO289.58%、TiO2回收率46.84%;精矿2含TiO280.53%、TiO2回收率22.41%。同时综合回收了磁铁矿和钛铁矿。  相似文献   

12.
河南某赤铁矿矿石原矿含铁39.20%,采用阶段磨矿-磁选-反浮选和一次磨矿直接反浮选工艺均可获得铁品位64%以上、回收率为77%以上的铁精矿。  相似文献   

13.
某多金属硫化矿石选矿工艺研究   总被引:1,自引:2,他引:1  
介绍了某难选铜矿石的选矿工艺研究,试验采用半优先半混合的浮选工艺流程,并在混合粗精矿再磨作业采用活性炭脱药措施,强化了铜硫分离效果,获得了较好的选别指标。  相似文献   

14.
某铅锌矿选矿工艺试验研究   总被引:2,自引:3,他引:2  
该铅锌矿为深度氧化矿石,其中铅的氧化率达38%,锌的氧化率达49%,众所周知,铅锌的氧化矿物较难回收利用,试验表明采用优先浮选铅再浮选锌的浮选工艺,流程合理,技术指标较高,闭路试验可获得含铅大于70%、锌小于3%的高质量硫化铅精矿,含锌大于53%、铅小于1%的硫化锌精矿,达到铅锌分离的目的。硫化铅浮选尾矿经浮选脱除氧化铅,以降低锌入选原料的含铅量,为降低锌精矿中铅的含量创造了条件;氧化锌采用重选回收,工艺可行。  相似文献   

15.
根据某复杂铜硫矿石的性质,在试验研究对比基础上,采用优先选铜工艺和具有高效选择性的药剂制度,获得了较好的技术指标。闭路试验结果为铜精矿品位20.67%、铜回收率80.10%,硫精矿品位42.89%、硫回收率79.38%。  相似文献   

16.
某铜硫矿选矿工艺研究   总被引:3,自引:0,他引:3  
对某铜硫矿进行了详细的浮选工艺研究,对浮选尾矿中的磁铁矿进行了磁选回收,确定了最佳的工艺流程。闭路试验获得了铜品位24.16%、铜回收率92.04%的铜精矿和硫品位40.24%、硫回收率89.72%的硫精矿,以及铁品位65.15%、对原矿全铁回收率35.66%(对原矿磁铁矿回收率约93%)的铁精矿。  相似文献   

17.
某难选复杂铅锌矿石选矿工艺研究   总被引:3,自引:1,他引:2  
该矿石中铅品位1.20%,锌品位7.54%,硫含量为20.96%,铅锌矿物之间以及它们与硫、脉石矿物之间共生关系密切,为难选铅锌矿。研究采用合理有效的选矿流程方案及药剂制度,使难选的铅锌矿物得到有效的回收,获得铅精矿品位61.53%、回收率69.67%,锌精矿品位52.24%、回收率89.84%的选矿指标。  相似文献   

18.
吴霞  罗琳  罗丕  薛伟 《矿冶》2009,18(1)
青海某氧化铜矿铜含量低,氧化率高,且嵌布粒度很细,含泥量大,采用传统捕收剂的原有工艺不仅流程复杂,而且一直没有达到理想的选矿指标。为开发青海某氧化铜矿资源,对其进行了可行性研究试验。根据矿石特性,采用新型高效组合捕收剂回收铜,采用一粗一精三扫,铜精矿品位达到19%以上,回收率也超过70%。  相似文献   

19.
柿竹园多金属矿黑、白钨矿的比例约为3:7,根据黑钨矿的矿石性质,在磨矿回路中加和重选早收已角度的单体钨矿物,有利于减轻黑钨矿过粉碎和减少黑钨细泥。小型试验、扩大试验和工业试验,在磨矿回路中获得11.82% ̄16.97%的黑钨回收率,使全流程合格钨精矿的总回收率达81.89% ̄86.23%。  相似文献   

20.
四川某铅锌矿选矿试验研究   总被引:3,自引:2,他引:3  
针对四川某铅锌矿矿石进行了浮选工艺回收铅、锌的试验研究。采用铅锌依次优先浮选工艺流程,得到了铅精矿含铅61.42%、回收率88.25%以及锌精矿含锌51.97%、回收率90.70%的技术指标。  相似文献   

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