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贵州某硫铁矿浮选工艺研究 总被引:1,自引:0,他引:1
采用浮选工艺分选贵州某硫铁矿,试验结果表明,在磨矿细度为-0.074mm占79.44%,捕收剂GY用量为380g/t,2#油用量为150g/t的条件下,采用一次粗选、一次精选、一次扫选闭路浮选工艺流程,可获得硫分质量分数为45.36%、回收率为80.55%的硫精矿,尾矿中硫分质量分数仅为2.96%、损失率为19.45%。 相似文献
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甘肃酒泉某公司尾矿金品位0.85 g/t,银品位为5.46 g/t,通过借鉴比较、单因素条件实验等工作,最终确定采用浮选流程产出含金、银精矿。浮选采用一次粗选,三次精选和三次扫选,浮选条件为:-0.074 mm 90%,碳酸钠用量1000 g/t,硫酸铜用量为100 g/t,捕收剂丁基黄药+丁铵黑药(1:1)用量为100 g/t+100 g/t。精矿中金银品位分别为:31.6 g/t、106 g/t,金银的回收率分别为57.88%、30.99%。选矿实验实现了废弃资源的二次利用,促进了金、银循环经济的发展。 相似文献
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《过程工程学报》2017,(3)
对云南某地难选氧化铜矿进行了SEM,XRD表征和铜物相分析,确立了硫化浮选的选矿工艺,进行了单因素实验,并通过响应曲面法优化浮选条件.结果表明,响应曲面法优化精矿铜品位和回收率模型p值均小于0.05.磨矿细度和磷酸乙二胺用量对铜精矿回收率有显著影响,磷酸乙二胺用量对铜精矿品位影响显著.响应曲面法优化的最佳浮选条件为磨矿细度小于0.074mm颗粒占86.07%、硫化钠用量2012.75 g/t、磷酸乙二胺用量132.19g/t,该条件下得到回收率79.007%、品位22.156%的铜精矿,浮选实验结果与响应曲面法优化结果基本一致.根据优化的浮选条件进行浮选闭路流程实验,所得铜精矿含铜21.93%,回收率为76.23%. 相似文献
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云南高泥尾矿铅锌分离实验研究 总被引:1,自引:0,他引:1
针对云南高泥尾矿铅锌嵌布粒度细、泥化严重、性质相对复杂的技术难点,进行了铅锌分离实验研究,采用泥砂分级别浮选-重选联合工艺流程,有效分离了铅锌,实现了该复杂尾矿资源的综合回收利用。结果表明,该矿中铅含量为4.29wt%,锌含量为4.99wt%,铅主要以白铅矿和铅铁矾的形式存在,铅和铁相互交代形成不同的包裹形式,分离难度极大;锌主要以氧化锌的形式存在,氧化程度较深,锌氧化率达99%,且主要为难选的异极矿。最终通过闭路选矿流程,获得铅品位33.87%,回收率62.53%的铅精矿;铅精矿中银品位142.50 g/t,银回收率30.92%;获得锌品位15.21%、回收率47.82%的锌精矿。 相似文献
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对云南某含锡多金属硫化矿进行了工艺矿物学和选矿实验研究. 结果表明,矿石中铅锌品位低,铅、锌矿物相互交代、包裹,嵌布粒度不均匀,采用优先浮铅、再选锌的原则流程,利用铅矿物与锌、硫矿物间可浮性差异较大的特点,采用石灰、亚硫酸钠和硫酸锌抑制锌、硫,以乙基黄药为铅捕收剂优先浮选铅矿物,选铅尾矿用硫酸铜作活化剂活化闪锌矿选锌;锡矿物与黄铁矿、磁黄铁矿等矿物共生关系复杂,且嵌布粒度较细,选锌尾矿经脱硫浮选后采用重磁联合流程回收锡矿物. 通过闭路实验,得到含铅40.92%、银1610.53 g/t、铅回收率81.25%、银回收率77.03%的铅精矿,锌精矿含锌43.23%、回收率为85.92%,硫精矿含硫42.57%,作业回收率为87.65%,锡精矿含锡42.38%,作业回收率为59.29%. 相似文献
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云南某高硫铅锌矿尾矿平均含Pb 0.84%、Zn 3.67%,综合回收价值较高,其中含铅矿物主要为方铅矿和白铅矿,含锌矿物主要为闪锌矿和菱锌矿.实验室选矿试验研究表明,采用"硫化矿优先浮选-浮硫尾矿脱泥-氧化锌浮选"工艺可较好地实现尾矿中有价矿物的高效回收,进一步研究发现在氧化锌浮选过程中,粗选和扫选分别采用不同碳链长... 相似文献
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针对云南某铅锌选矿厂产出的硫精矿中铅锌品位高、铅精矿中铅品位低的问题,考查了目的矿物的解离情况,通过铅硫混合粗精矿再磨提高了目的矿物的单体解离度,优化了工艺流程。试验结果表明:在磨矿细度为-325目质量分数占70%时,采用铅硫混合粗精矿再磨、脱锌扫选尾矿返至锌作业的工艺流程,可得到铅品位为61.23%、铅回收率为85.68%的铅精矿,锌品位为49.65%、锌回收率为93.38%的锌精矿;与不再磨流程相比,铅精矿中铅的品位提高了2.05个百分点,回收率提高了1.75个百分点,锌精矿中锌的回收率提高了2.28个百分点,同时铅精矿中锌品位及硫精矿中铅、锌品位均有所降低。 相似文献
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新华含稀土磷矿浮选实验研究 总被引:2,自引:0,他引:2
采用反浮选工艺,研究了抑制剂种类及用量、捕收剂WF-01用量、浮选时间、矿浆浓度和磨矿细度等因素对新华含稀土磷矿浮选效果的影响,并对较佳浮选条件下获得的磷精矿和尾矿进行了稀土分析. 结果表明,浮选剂选用WF-01,工业硫酸不适宜单独作为此矿样浮选时磷矿物的抑制剂,而采用工业磷酸作为抑制剂和矿浆pH值调整剂,在磷酸用量9 kg/t、捕收剂WF-01用量0.8 kg/t、浮选时间9 min、磨矿细度82%为-74 mm、矿浆浓度35%的浮选条件下,可获得较好的浮选和稀土富集效果,磷精矿的P2O5品位可从原矿的21.71%增加到32%以上,回收率达到90%;在浮选过程中稀土主要富集在磷精矿中,富集比为1.56,在精矿中的含量为87.09%. 相似文献
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研究了一种提高青海大柴旦地区低品位硼矿品位的浮选方法。采用Y-ZS为调整剂、B-HW为捕收剂,经两次粗选、两次精选、一次扫选流程,可获得较好的浮选分离指标,可使硼矿B2O3品位由7.36%提高到17.21%,收率达到77.25%。 相似文献
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腾冲高泥氧化锌矿选矿实验研究 总被引:1,自引:0,他引:1
针对腾冲某氧化锌矿嵌布粒度细、含泥量高的技术难题进行了选矿实验研究. 结果表明,该矿中锌品位为6.65%、铁品位为12.31%,锌氧化率达92.83%,锌主要以异极矿形式存在,铁主要以磁铁矿形式存在. 经多个实验流程对比分析,采用预先洗矿(洗去小于37 mm粒级的颗粒)、沉砂磨矿后先磁选后浮选的流程,确定最佳磨矿细度为小于75 mm的颗粒达91.74%,弱磁选电流为4 A,粗选药剂用量为碳酸钠2 kg/t、六偏磷酸钠2 kg/t、硫化钠13 kg/t、KPR 2 kg/t. 采用闭路选矿流程,得到锌品位为27.89%、回收率75.26%的氧化锌精矿和铁品位为61.25%、回收率51.65%的铁精矿. 通过Zeta电位分析捕收剂KPR与异极矿的作用机理. 相似文献