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矿山局对铬铁矿和萤石的柱浮选和常规浮选法作了比较试验。去泥铬铁矿的微泡浮选柱浮选可得到含44.7%的 Cr_2O_3的粗精矿,87.1%的回收率。而常规浮选仅产生40.4%的 Cr_2O_3精矿,85.4%的回收率.不去泥的铬铁矿的浮选柱浮选也可得到高于常规浮选获得的结果。与常规浮选相比,浮选柱浮选可得到90.9%的 CaF_2粗精矿,86.8%的回收率,而常规浮选仅得到67%的 CaF_2粗精矿,90.4%的回收率。 相似文献
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美国密执安工业大学研制的静态充填式浮选柱,可成功地将石油飞灰分离成碳和灰分。这种飞灰含有约35%的碳和65%的灰,卡鲍温公司将从中回收金属钒和其它有价值的产品。该公司利用两个相同的充填式浮选柱,并采用中矿再磨流程使连生颗粒解离,可从固含量30%的矿浆给矿中回收高品位的碳产品,同时还可提高含有有价值的金属的灰的回收率。产品中碳的烧失量达95%以上,灰的回收率也已超过98%。目前,已应允阿尔伯塔选矿厂进行工业化应用试验,每天处理飞灰100吨以上。 相似文献
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<正> 萤石是黑色和有色金属冶炼的助熔剂;也是人造冰晶石、氢氟酸、玻璃陶瓷工业的原料。江西某选厂白钨矿选别尾矿中含有较多的萤石矿物(其平均品位可达16%左右),按选厂尾砂量400t/d计算,则每天约有65t萤石流入尾砂库中,给企业和国家带来较大的 相似文献
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本文记述从纽芬兰矿石中回收辉钼矿时,所进行的浮选柱与一般浮选机的比较,以评价其性能。曾进行了实验室的研究工作。实验证明浮选柱减少了精矿中细粒脉石及其它杂质的混入。为了确定浮选柱适宜的操作条件,研究工作包括系统的条件试验。该条件为浮选柱与丹佛浮选机的比较提供了依据。同时对几种抑制剂的作用也进行了研究。结果表明,浮选柱不但具有更好的选择性,并可节省药剂用量。 相似文献
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KYZ-E型浮选柱选别金矿石的研究 总被引:1,自引:0,他引:1
针对金品位较高的细粒级矿物在浮选尾矿中流失、导致选别作业回收率低的问题,根据该金矿矿石特点,采用KYZ-E型浮选柱开展了半工业试验研究。试验表明,配备E型静态混合充气器的KYZ-E型浮选柱运行平稳,粗选尾矿品位降至0.46 g/t,金回收率75.21%,其中-38μm粒级金回收率达到88.50%,可以看出浮选柱对细粒级矿物的回收效果良好。 相似文献
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T—69萤石浮选剂选别性能研究与生产实践 总被引:2,自引:0,他引:2
T-69是一种新型高效萤石浮选剂,选别特性研究和生产实践表明:与油酸相比,该药剂价廉,耐低温,用量少,在精矿品位相近时能大幅度提高回收率。 相似文献
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环形浮选柱选别某硫铁矿的试验研究 总被引:1,自引:0,他引:1
利用新研制的环形浮选柱对某硫铁矿进行了选别参数试验研究,在最优选别条件下,其精矿品位为49.44%,精矿回收率为99.15%,试验证明环形浮选柱选别此硫铁矿比XFD浮选机更有优势。 相似文献
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两种浮选柱矿物选别工艺特性分析 总被引:1,自引:0,他引:1
KYZ-B型浮选柱和旋流—静态微泡浮选柱(FCSMC)都是近年来在选矿实践中应用较多的浮选柱机型。近年来正在向铁矿反浮选、磷化工、钾盐选矿、油污废水处理和废纸脱墨等领域发展。两种机型虽然都属于柱形浮选设备,但两者在柱体结构、气泡发生方式、矿化方式、自动控制技术、溢流堰的泡沫负荷和能耗等方面存在较大不同。文中对比阐述两种类型的浮选柱在以上六个方面各自特点,同时分析了两种类型浮选柱在不同矿物选别工艺上的差别,为两种浮选柱的选型使用提供依据。 相似文献
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充填式静态泡沫浮选柱在最近几年才开始应用于矿物加工工业。这一技术简单易行,它不仅保留了所有浮选柱的设计优点,而且有效地克服了常规浮选柱所存在的大部分问题。充填式浮选柱最独到之处在于它内部的充填物,即波纹齿板。这种浮选柱的内部除给矿口、冲洗水和空气入口以及尾矿排矿口等一小部分地方外,其余地方都填满了这种齿板。冲洗水从浮选柱的顶部给入,顺着齿板充填结构所形成的细流通道向下渗透,从泡沫中清洗出夹带的脉石颗粒。这种浮选柱没有空气气泡发生器,低压空气直接从柱的底部给入。当空气沿弯曲路径上升通过柱中充填物,并与下降的给矿矿浆相遇时,就形成大小均匀的气泡。可浮性颗粒被上升的气泡沿着相同的路径携带上升。这种浮选柱也没有矿槽,精矿靠气流输送到下一处理工序,而尾矿则通过一个压力控制阀门由柱的底部排出。 相似文献
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美国明塔克矿用浮选柱改善浮选回收率 总被引:1,自引:0,他引:1
明塔克矿为生产优质硅自熔性球团,采用了浮选降硅。粗浮选泡沫曾用Derrick细筛回收-500目的细粒铁,但效果欠佳,故改用浮选柱取代细筛。与细筛相比、铁业矿产提高24%,质量有所提高,全厂铁回收率提高了1.25%。 相似文献
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浮选柱分选萤石矿的试验研究 总被引:2,自引:0,他引:2
建立了浮选柱分选萤石矿试验系统,针对该萤石矿,确定样品制备最佳磨矿时间为10min.浮选柱分选萤石矿探索性实验结果表明:采用1粗1精4步分离流程,萤石产品最终品位为84.91%,回收率仅为69.42%,采用粗选黾矿后排方式,粗选尾矿中萤石品位可降至9.14%,同时,通过将精选的尾矿返回粗选,可增强后续分选入料的纯净性,并提高萤石回收率;在分离段加大抑制剂1的用量,可降低分离段黾矿品位,并获得回收率为79.59e、品位为96.25%的萤石精矿.将分离1和4的尾矿进行扫选,进一步降低了萤石损失.提高了回收率'.并得到扫选尾矿品位模型及柱分选萤石矿的最佳工艺流程. 相似文献