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辽宁某菱镁矿选厂所处理矿石属高硅高钙型低品位菱镁矿矿石,生产现场采用反-正浮选工艺流程,存在反浮选捕收剂泡沫流动性差和选择性差,对有用矿物的夹带严重,流程运行不稳定且难以实现闭路循环,正浮选脱钙效果差,菱镁矿损失大、回收率低(MgO回收率仅35%)等问题。由于技术经济指标欠佳而处于停产状态。针对原流程存在的问题,提出采用等可浮反浮选-正浮选强化脱杂新工艺,其中,等可浮反浮选作业在弱酸性矿浆pH(6.0左右)环境中,以水玻璃为调整剂,BK-428(阳离子型捕收剂)为捕收剂,脱除含硅钙脉石;正浮选作业在弱碱性矿浆pH(9.0左右)环境中,以六偏磷酸钠为抑制剂,BK410B(阴离子型捕收剂)为捕收剂,强化脱除含钙硅脉石,从而实现低品位菱镁矿的提质降杂。在系统的实验室试验和选矿扩大连选试验研究的基础上,进行了新工艺的工业试验研究。工业试验最终从MgO品位为42.94%、SiO2含量4.14%和CaO含量2.91%的低品位菱镁矿矿石中获得了MgO品位为47.14%、回收率为76.02%的菱镁矿精矿,精矿中SiO2和CaO含量分别降至0.28%和0.53%。 相似文献
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针对甘肃某低品位菱镁矿含钙脉石矿物(白云石)含量高、嵌布紧密、浮选提纯困难等问题,对其进行选矿试验研究,最终确定了"反浮选脱硅-正浮选降钙-酸浸深度降钙"的原则流程,以BK433与BK434为反、正浮选捕收剂,针对MgO品位43.96%,杂质CaO含量3.91%和SiO_2含量0.28%的原矿,浮选工业试验获得了MgO含量46.04%的菱镁矿精矿,CaO和SiO_2含量分别降低到1.60%和0.05%,MgO回收率为70.09%,进一步酸浸降钙可获得MgO品位47.23%,杂质CaO含量0.30%~0.37%、SiO_2含量0.05%,Fe_2O_3含量0.03%的高纯菱镁矿精矿,本研究为特级耐火材料和高附加值氧化镁的生产提供了试验依据。 相似文献
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随着菱镁矿资源的不断开发利用,高品质菱镁矿资源日益匮乏,低品质菱镁矿的高效开发利用越来越受到人们重视。菱镁矿中的主要脉石矿物为石英和白云石。现阶段,典型的菱镁矿除杂工艺脱硅效果良好,但钙质矿石的脱出仍是难题。鉴于此,为进一步分析反浮选脱硅过程中钙质脉石的脱除效果,探讨了在十二胺体系中,常见金属离子Ca2+、Mg2+、Fe3+对菱镁矿和白云石浮选的影响。单矿物浮选结果表明,十二胺对菱镁矿和白云石具有较好选择性,在矿浆pH值为8.5、十二胺用量为200 g/t时,白云石回收率78.33%、菱镁矿回收率24.68%;Ca2+和Mg2+对菱镁矿和白云石的浮选具有抑制性能,不利于菱镁矿和白云石的浮选分离;而Fe3+对菱镁矿和白云石的浮选具有活化性能,在用量小于200 g/t时,白云石活化效果明显,而菱镁矿回收率基本保持稳定。在Fe3+的用量为60 g/t时,十二胺对菱镁矿和白云石组成的人工混合矿分选性能得到提升,此时精矿中MgO品位可达38.83%,MgO回收率为58.13%,较不添加Fe3+相比,在精矿中MgO品位保持稳定的情况下,使精矿中菱镁矿回收率提高13个百分点。 相似文献
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某选铁尾矿由于矿石中磷、钛伴生有价元素含量很低,直接对其进行磨选,选矿成本高,影响其回收磷、钛的经济性;此外,矿石中存在较多的含钙脉石矿物和易浮易泥化脉石矿物,对极低品位磷矿物的浮选回收干扰很大,并影响磷精矿品位的提高。根据矿石性质,采用原矿原浆浮选—磷粗精矿再磨再选抛尾工艺进行了磷浮选回收试验研究,即首先在不磨矿条件下采用高效磷矿物组合活化剂(碳酸钠+BK116A)和磷选择性捕收剂BK410B浮选回收磷;然后磷粗精矿再磨再选后抛尾,实现了矿石中极低品位磷矿物的有效回收。闭路试验获得含P_(2)O_(5)30.10%、P_(2)O_(5)回收率87.61%的磷精矿。 相似文献
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菱镁矿石是制备耐火材料的主要原料,近年来因菱镁矿的不合理开发利用,优质菱镁矿石几近枯竭,而低品位菱镁矿石需经选矿提纯后才能使用。浮选法是提纯菱镁矿石应用最广泛的方法,其中反浮选工艺因可以有效脱除菱镁矿中的脉石而被广泛采用。为促进低品位菱镁矿反浮选技术的发展,利用中国学术文献数据库(CNKI)中检索到有关低品位菱镁矿反浮选的文献,分析了近年来低品位菱镁矿反浮选药剂、反浮选流程及反浮选作业机理的研究现状,并指出存在的问题及未来发展方向。分析结果表明,近些年,关于低品位菱镁矿石反浮选药剂与流程、难免离子对菱镁矿石反浮选影响的研究较多,对计算机软件模拟药剂吸附过程及指导药剂优化开发、提高精矿回收率等方面研究较少。因此今后在反浮选提纯菱镁矿研究方面应加强优化开发新型反浮选药剂、进一步提高反浮选精矿质量等方面的研究,完善低品位菱镁矿反浮选提纯技术,促进低品位菱镁矿的综合利用。 相似文献
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Preliminary studies of the floatability characteristics of monazite, zircon and rutile, performed in a modified Hallimond tube, initiated a bench scale investigation of the flotation of a Brazilian monazite ore from Sao Goncalo do Sapucai, MG. The testwork was conducted with the utilisation of a commercial hydroxamate and sodium oleate as collectors and sodium metasilicate as depressant. In all tests, the best collector/depressant ratio defined during the microflotation experiments was confirmed at bench scale. The results indicated that with both collectors it is possible to produce a high purity cleaner monazite concentrate (> 60% RE2O3). The concentrations of collector and depressant must be well defined to prevent a significant increase in the flotation of gamgue minerals such as ilmenite, zircon and rutile, causing contamination of the monazite concentrate. 相似文献
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针对某硫化铜矿的特点, 在试样多元素分析和查明目的矿物成分的基础上, 进行了铜硫混浮和铜优先浮选两种工艺对比研究, 确定了最佳的工艺流程为铜优先浮选流程, 针对含铜0.82%的原矿, 最终可获得铜精矿铜品位24.54%、铜回收率91.95%的指标。 相似文献
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在实验室分批浮选试验的基础上,采用JKSimFloat分批浮选回收率模型,分别计算了某铜矿石中不同矿物的浮选动力学参数。参照现场浮选流程,应用JKSimFloat软件进行了不同浮选机选型方案的浮选流程模拟。对比模拟结果和实际生产指标,表明JKSimFloat模拟结果的精度较好。因此,JKSimFloat软件可以作为超大型浮选机选型结果的有效验证工具。 相似文献
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氧化铅矿石硫化浮选工艺研究 总被引:3,自引:0,他引:3
罗进 《有色金属(选矿部分)》2009,(5):8-10
针对某铅锌矿处理的高氧化率复杂铅锌矿石中的氧化铅矿石,进行了硫化浮选工艺的研究。浮选采用Na2S作为氧化铅的硫化药剂。研究结果表明,采用硫化浮选技术获得的铅精矿品位达到46.02%、铅回收率达到81.16%,实现了氧化铅矿物的高效回收。 相似文献
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论述了分支浮选在某铝土矿选矿厂的工业应用实践。针对Al_2O_3含量50%、A/S为2左右的原矿,开展了分支粗选和分支串流浮选条件试验。工业试验在条件试验的基础上,采用分支粗选和分支串流浮选联合流程。通过分支浮选最终获得产率60%、Al_2O_3含量61%、A/S为6.4左右的铝精矿。各项关键指标较原有浮选流程均有明显改善。 相似文献
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