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相似文献
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1.
难选白钨矿重-浮选矿新工艺的研究   总被引:1,自引:0,他引:1       下载免费PDF全文
根据矿石工艺矿物学性质,采用棒磨-细筛闭路磨矿、螺旋溜槽重选、细泥浮选的重-浮联合流程选白钨矿,重选可丢弃约3/4的尾矿.对品位(WO3)30.5%的重选粗精矿,可用常温浮选精选;对产率不足1/5的细泥矿,用常规浮选工艺选白钨矿.原矿品位为1.47%时,可获得白钨精矿品位66.58%,回收率82.15%.与全浮流程相比,回收率接近,但重-浮工艺的选矿成本较低.  相似文献   

2.
陕西某钒钛磁铁矿选铁尾矿TiO_2含量6.63%,TiO2分布率占原矿的76.97%。为提高该矿产资源的综合利用价值,对选铁尾矿进行了钛回收试验,根据尾矿原料及入浮物料的性质特点,开展了磁选、浮选相关条件试验,制定了适宜的选钛工艺方案。试验结果表明,采用强磁预选—浮选联合工艺,将选铁尾矿预选获得的强磁精矿作为浮选物料,经1粗1扫5精作业,可获得TiO_2品位45.34%、浮选作业回收率77.23%(对原矿回收率38.31%)的钛精矿,选钛技术指标较好,为该矿产资源的开发利用提供了技术参考依据。  相似文献   

3.
某白钨矿钨品位仅0.38%,矿物组成复杂,嵌布粒度细,矿石中含多种硫化矿、多种大量含钙脉石,为难选白钨矿。试验针对矿石工艺矿物学特点,进行了全浮选、高梯度磁选-浮选、重选-浮选3种粗选预选工艺研究。结果表明,高梯度磁选-浮选工艺获得的钨粗精矿钨品位最高,为6.16%,钨回收率达到85.27%,该工艺相比其他两种工艺,工艺简单,处理量大,药剂用量少,成本低,是适宜开发此类矿物的预选工艺。高梯度磁选-浮选预选工艺获得的白钨粗精矿经简单加温精选可获得WO3品位66.28%、WO3回收率77.87%的白钨精矿产品,实现了此类白钨矿的合理利用。  相似文献   

4.
西藏某金矿石可选性试验研究   总被引:2,自引:0,他引:2  
对西藏某难处理金矿石进行了可选性试验研究。单一浮选和重—浮联合流程的对比试验结果表明,重—浮联合流程所获得的金精矿金回收率指标较单一浮选工艺略高,但其流程更加复杂,金品位较低。单一浮选工艺,采用硫酸为活化剂,经一粗一精一扫,可获得品位71.92g/t、回收率96.40%的金精矿,尾矿含金可降至0.17g/t,该选别指标较为理想。  相似文献   

5.
难选白钨矿重—浮选矿新工艺的研究   总被引:6,自引:0,他引:6  
根据矿石工艺矿物学性质,采用棒磨一细筛闭路磨矿,螺旋溜槽重选,细泥浮选的重一浮联合流程选白钨矿,重选可丢弃约3/4的尾矿,对品位(WO3)30.5%的重选粗精矿,可用常温浮选精选;对产率不足1/5的细泥矿,用常规浮选工艺选白钨矿,原矿品位为1.47%时,可获得白钨精矿品位66.58%,回收率82.15%,与全浮流程相比,回收率接近,但重一浮工艺的选矿成本较低。  相似文献   

6.
介绍了云南某大型硫化金矿床的矿石性质、试验工艺,利用加拿大Falcon选矿机对该矿石进行重选-浮选-粗精矿再磨再精选的联合工艺流程回收硫化金的试验研究.总结了采用Falcon重选工艺实现金的预选富集的工艺特点.  相似文献   

7.
贵州天柱重晶石矿物成分复杂,单一选矿工艺难以获得高品位重晶石精矿,为实现重晶石的高效利用,开展重浮联合选矿试验研究。结果表明,重浮联合选矿工艺可获得较好的选别指标,对Ba SO4质量分数为66.00%的原矿进行重选抛尾,重选精矿以水玻璃为抑制剂,YSL为捕收剂,通过“1粗5精”浮选工艺,最终可得重晶石精矿Ba SO4质量分数为92.17%,回收率为76.46%,实现了资源的有效利用。  相似文献   

8.
陕西某微细粒难选金红石矿选矿试验研究   总被引:5,自引:0,他引:5  
陕西某金红石矿嵌布粒度细微, 被绿泥石等脉石矿物紧密包裹, 分选难度大。采用浮选为主, 浮选-重选联合抛尾, 粗精矿再磨, 酸洗、浮选的工艺流程, 可获得TiO2品位为90.31%, 回收率为47.36%的金红石精矿。浮选抛尾72.27%, 重选抛尾21.74%, 浮选-重选联合共抛尾94.01%, 只有6%左右的粗精矿进入精选。该工艺的特点是: 粗选大量抛尾、粗精矿再磨再选即“阶段磨矿阶段选别”, 可以降低选矿成本, 减少工艺的复杂性。  相似文献   

9.
大宝山难选铜硫矿石选矿新工艺研究   总被引:2,自引:0,他引:2  
广东大宝山铜硫矿石铜品位低,主要金属矿物黄铜矿与黄铁矿、磁黄铁矿等嵌布关系复杂,磁黄铁矿可浮性与黄铜矿相近,采用单一浮选工艺处理该矿石难以获得较好的铜硫分离指标。为探索该难选铜硫矿石铜硫高效分选工艺,在对其进行工艺矿物学分析基础上进行了选矿新工艺研究。结果表明:原矿磨细至-0.074 mm占80.10%,经1粗3扫铜浮选,粗选精矿再磨至-0.074 mm占90%经磁选脱除磁黄铁矿,非磁性产品经3次铜精选,可以获得铜品位为18.57%、回收率为80.26%的合格铜精矿,浮铜扫选尾矿经1粗1扫硫浮选,与磁性产品合并后可以获得硫品位为45.35%、回收率为87.12%的硫精矿,铜硫得到有效分离。  相似文献   

10.
为提高钨精矿综合品位,针对柿竹园多金属选厂工艺流程复杂,钨综合品位偏低的问题,对黑白钨混浮1次精选的粗精矿进行了强磁选、重选及浮选试验研究。研究结果表明:采用水玻璃+硫酸铝作抑制剂的精选浮选工艺,试验可获得钨精矿WO3品位42.58%、回收率73.67%的试验指标;结合试验,柿竹园多金属选厂将原黑白钨混浮(1粗1精3扫)+加温精选+摇床+细泥浮选的工艺流程改为黑白钨混浮(1粗2精3扫)+黑白钨分离的短流程工艺,工业试验获得了钨精矿综合品位42.59%、回收率69.56%的技术指标,钨精矿综合品位较改造前提高了10.29个百分点;新工艺流程简短、经济,且环保效益显著。  相似文献   

11.
对几类典型的钛铁矿及其预选工艺进行了论述。对攀枝花地区钛品位仅5.82%的原生钛铁矿, 采用以圆锥选矿机为主的重选预选工艺, 可抛尾72.96%, 将TiO2品位提高到13.76%, 经精选后, 可获得TiO2品位47.45%、回收率41.51%的精矿产品; 对陕西地区理论钛品位仅47.92%的复杂难选原生钛铁矿, 采用二段高梯度强磁选预选工艺, 通过阶段强磁选有效的减轻了浮选精选难度, 精选后可获得TiO2品位47.23%、回收率45.25%的精矿产品; 对云南地区含泥量大、钛铁矿钙镁含量高的钛铁砂矿, 采用磁选-重选联合预选工艺, 可直接获得钛品位48.46%、回收率45.89%的粗精矿产品, 也可作为最终的精矿产品。重选、磁选是绿色、环保的选矿方法, 其适宜的预选工艺能有效减轻浮选、冶金工艺的难度和减少由于浮选、冶金带来的环境影响, 最终实现钛铁矿资源绿色、高效开发利用的目的。   相似文献   

12.
戴新宇  余德文 《金属矿山》2007,37(12):128-130
承钢黑山选钛厂二段强磁尾矿中尚含有一定量的钛铁矿。为减少资源浪费,进行了从该尾矿中回收钛的选矿试验研究。结果表明,采用螺旋溜槽粗选-摇床精选单一重选流程,可得到TiO2品位为32.12%、TiO2回收率为38.02%粗钛精矿,该产品可作为钢铁厂护炉原料销售;采用螺旋溜槽粗选-摇床精选-硫浮选-钛浮选联合流程,可得到TiO2品位在47%左右的合格钛精矿,同时可获得S品位在39%以上的的硫精矿副产品。  相似文献   

13.
介绍了珊瑚矿长营岭锡矿选厂精选段-0.2mm细粒粗精矿精选工艺流程进行的技术改造,将浮—重—磁流程改为浮—磁—重流程,将酸性介质间断浮选脱硫工艺改为碱性介质连续浮选脱硫工艺,将干式磁选改为湿式磁选,从而大大提高了脱硫效率和细粒金属回收率。  相似文献   

14.
为解决某选矿厂钨矿细泥对浮选工艺的影响,针对原矿洗矿后的微细粒风化细泥研发出白钨矿浮选—黒钨矿磁选粗选—摇床精选工艺,即利用高速剪切搅拌桶+旋流微泡浮选柱的设备组合浮选回收白钨矿,浮选尾矿经高梯度磁选机预选、摇床精选工艺产出黑钨矿精矿,产出的白钨矿粗精矿进入选矿厂原加温精选作业。试验结果表明:当样品WO3品位0.96%时,可获得WO3品位5.04%、WO3回收率71.80%的白钨粗矿精矿和WO3品位52.41%、WO3回收率20.86%的合格黑钨精矿,WO3综合回收率92.66%。   相似文献   

15.
<正> 浒坑钨矿选矿厂自1969年以来,2号浓密机沉砂(原生矿泥和部分次生矿泥)一直采用浮选一重选流程(钨矿物和硫化矿一粗一扫混合浮选,粗精矿单槽浮硫,槽底产物精选黑钨矿一次,扫选一次,扫选尾矿和硫化矿进入摇床再选)处理,在给矿含WO_30.363%时,获得含WO_346.08%的精矿,其回收率58.98%。1972年,江西有色冶金研究所采用磁选一浮选流程处理浒坑钨矿泥,小型试验获得了较好指标。(精矿含WO_3>45%,回收  相似文献   

16.
过建光  肖文工  凌石生 《矿冶》2023,32(3):41-46
湖南某选矿尾矿中Sn含量为0.15%,锡主要是以锡石的形式存在,由于粒度较细,难以通过单一重选或直接浮选回收其中的锡。由于回收难度较大,长期以来,该锡资源被堆存在尾矿库中,造成了资源浪费。为了综合利用该锡矿资源,进行了系统的试验研究,最终采用离心机脱泥—浮选(包括一次粗选、两次扫选和四次精选)的重浮联合工艺,较好地回收了该锡资源,闭路试验指标为锡精矿含锡16.11%、回收率69.91%。  相似文献   

17.
周源  郭文峰 《金属矿山》2012,41(3):152-154
某浮锌尾矿中硫含量为10.13%,主要硫化物为磁黄铁矿和黄铁矿。采用磁-浮联合流程进行了硫回收试验研究,通过1粗1精弱磁选和1粗1精1扫浮选可获得硫品位为35.59%、回收率为64.82%的磁选硫精矿和硫品位为31.09%、回收率为23.42%的浮选硫精矿,综合硫精矿硫品位为34.27%、回收率为88.24%。  相似文献   

18.
为综合回收广东大宝山选厂尾矿中的铜、硫资源,针对尾矿中残留大量浮选药剂的特性,采用螺旋溜槽预富集—铜硫混合浮选—粗精矿再磨—高碱抑硫浮铜原则流程进行了选矿工艺研究。试验结果表明:采用1粗2扫溜槽丢尾、1粗1扫铜硫混浮、1粗2扫2精铜硫分离流程处理该矿石,最终获得了铜品位为18.72%、浮选作业回收率为74.00%的铜精矿,硫品位为38.38%、作业回收率为88.23%的硫精矿。  相似文献   

19.
某选厂赤铁矿浮选尾矿全铁品位在16%以上,为降低尾矿品位,开展了浮尾回收试验研究。首先通过磨矿、磁选条件试验,确定适宜的工艺参数。然后对磨磁后精矿进行了一粗两精两扫浮选机试验与一粗一精一扫浮选柱开路试验。试验结果浮选柱各项指标优于浮选机。对矿样进行一粗一精一扫闭路浮选柱试验,取得精矿TFe品位65.29%,浮尾TFe品位11.48%,精矿产率为56.18%,回收率为87.94%的良好指标。  相似文献   

20.
吴熙群  李成必  刘金贵 《矿冶》2002,11(3):35-38,21
某含磷磁铁矿石中磷和铁的品位都很低 ,且磁性铁矿物含量只占总铁的 60 %。矿石经磁滑轮预选可抛除 1/3的尾矿 ,预选粗精矿磨至 -0 0 74mm占 60 % ,经浮选可获得含P2 O53 7 2 8%的磷精矿。选磷尾矿通过磁选粗选、磁粗精矿再磨后磁选精选 ,可获得含铁为 65 2 1%的铁精矿 ,磁性铁回收率对原矿中磁性铁为 85 3 9% ,对磁滑轮预选粗精矿中磁性铁为 94 5 6%。  相似文献   

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