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相似文献
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1.
江西某低品位锂辉石矿含Li2O1.46%,主要赋存在锂辉石和腐锂辉石矿物中,矿石性质复杂,分选难度较大。本文采用锂辉石直接浮选工艺,即以NaOH作pH调整剂,Na2CO3作脉石矿物分散剂,CaCl2作活化剂,(731 油酸)作混合捕收剂浮选该锂辉石矿物。实验室小型闭路试验在原矿含Li2O1.46%的条件下,可以获得含Li2O5.68%、回收率76.72%的锂辉石精矿。与现场“预先脱泥-尾矿浮锂辉石”工艺相比,新工艺不仅提高了锂辉石精矿品位,而且显著提高了锂回收率。  相似文献   

2.
对某含铜钼钨矿石进行了浮选分离工艺研究。该矿石为钨重选毛砂,除钨矿物外,还富含铜、钼等有价金属硫化矿物。根据矿石性质,采用铜钼混合浮选—铜钼分离的浮选工艺,综合回收矿石中的钨、铜、钼。铜钼混合浮选时,采用高效活化剂BK546,有利于矿石浮选脱硫,提高铜钼回收率,并减少钨的互含损失。闭路试验获得钼精矿含钼57.90%、铜0.68%、钼回收率96.44%;铜精矿含铜37.32%、回收率99.64%;钨精矿含WO3 68.12%、铜0.025%、钼0.005%、钨回收率97.30%。实现了矿石中钨、铜、钼的有效分离回收。  相似文献   

3.
要:某难处理铜铅锌混合矿原矿含铜铅锌分别为0.71%、2.16%、1.25%,脉石矿物主要是石英和方解石。铜铅锌氧化率均较高,相互嵌布共生。经试验,采用一粗三精两扫的工艺流程,通过粗选加入500g/t硫酸铵活化及强化硫化氧化矿,1500g/t硫化钠硫化氧化矿的同时抑制矿泥,100g/t硫酸铜活化闪锌矿,最后通过600+150g/t异戊基黄药+丁铵黑药组合捕收剂综合捕收铜铅锌矿物,56g/t 2#油浮选,精选和扫选不加药,闭路试验获得了高于现场的浮选指标。混合精矿产品中铜品位分别为8.88%,回收率70.15%;Pb的品位为26.84%,回收率为77.62%;Zn的品位为9.51%,回收率为46.42%。铜铅锌矿被最大限度的回收。  相似文献   

4.
四川某稀土矿试样RexOy品位为6.62%,稀土矿物主要为氟碳铈矿,脉石矿物主要为萤石、重晶石及石英、角闪石。本研究采用摇床-浮选工艺对其进行选别,最终得到RexOy品位63.68%、回收率为47.43%的摇床精矿和RexOy品位60.37%、回收率为39.25%的浮选精矿,RexOy综合回收率为86.68%。  相似文献   

5.
为优化磁化水体系中辉钼矿回收指标,以正交实验的方法进行了辉钼矿单矿物浮选试验,并利用BP神经网络对辉钼矿回收率与水体磁化改性影响因素的敏感性关系进行分析。结果表明:浮选过程中辉钼矿回收率对不同磁化因素的敏感性由大到小依次为:电流频率、退磁时间、磁化时间、电流频率与磁化时间交互影响和电流频率与退磁时间交互影响。研究利用电流频率等三个主要影响因素,通过BP神经网络作为模型对辉钼矿的回收率进行预测,其拟合度与精度较好,拟合优度R^(2)为0.9704,相对平均误差仅为1.27%,该模型能较好地用于辉钼矿回收率的预测。研究对利用磁化水改善金属硫化矿浮选效果的工业应用有一定的参考意义。  相似文献   

6.
为了探索煤泥水中的高岭石与煤浮选分离规律,通过单矿物浮选试验、人工混合矿物浮选试验以及接触角试验分析,研究了正十二烷药剂浓度对煤、高岭石浮选特性规律以及不同混合比例下煤与高岭石的浮选分离特性规律。试验结果表明:正十二烷药剂浓度在800 g/t时,煤与高岭石的单矿物浮选产率差值最大,二者分别为92.12%、42.34%;人工混合矿物浮选分离试验中,不同配比混合矿物都有较好的分离效率,浮选分离效率均大于75%,且当混合比例为1∶1时,浮选分离效率最高,为80.23%;通过接触角的变化可知,相较于高岭石,煤对正十二烷的吸附性更强。  相似文献   

7.
针对钼铅分离过程使用磷诺克斯抑铅浮钼存在毒性大、污染严重等问题,开展了新型环保型抑制剂BK508C替代磷诺克斯试验研究。采用单矿物浮选试验和人工混矿浮选试验的方法研究了BK508C对辉钼矿与方铅矿浮选行为的影响,并通过分子模拟、接触角测试、吸附量测定和红外光谱分析等方法研究其作用机理。单矿物浮选试验采用12.5mg/L用量的BK508C可使方铅矿的回收率降至10.82%,人工混矿分离试验分离系数达到6.32,分离效果高于磷诺克斯,说明BK508C可以替代磷诺克斯试剂实现钼铅分离。机理研究表明,BK508C与Pb2+以1:1配位方式形成络合物,化学吸附在方铅矿表面,在辉钼矿表面吸附较弱,可以实现选择性抑铅浮钼。  相似文献   

8.
针对某低品位铜钼多金属复杂硫化矿, 研究了磨矿细度在铜-钼硫化矿异步混合浮选分离工艺中的关键作用。采用异步混合浮选工艺流程, 得到铜-钼混合精矿、铜精矿和硫精矿, 然后再对铜-钼混合精矿进行再磨浮选分离, 通过优化和控制异步混合浮选工艺中的磨矿细度, 最终获得品位22.85%、回收率87.17%的铜精矿和品位48.85%、回收率68.96%的钼精矿。  相似文献   

9.
为了降低生产现场萤石精矿中碳酸钙的含量,提高萤石精矿品质,对现场磁选选铁—浮硫—浮钨的尾砂进行萤石浮选优化。通过试验可知最佳粗选条件:给矿细度-0.074mm质量分数占68.09%,混合碱调pH=9.5,水玻璃用量2kg/t,CYP用量200g/t时,可获得碳酸钙含量较低的萤石粗精矿。在此基础上还探索了新型药剂SZ-1对碳酸钙的的抑制效果,在最佳试验条件下进行了1粗7精1扫浮选闭路浮选试验,最终获得了CaF2含量92.61%,CaCO3含量3.89% ,CaF2回收率64.32%,CaCO3回收率8.59%的萤石精矿。  相似文献   

10.
国外某富铁型稀土矿中铁、稀土矿物嵌布关系复杂、连生包裹紧密,采用单一浮选工艺分离困难,本文通过优选铁矿物选择性抑制剂和稀土矿物捕收剂,形成适于该矿石分选的浮选降铁-磁选除杂的选矿工艺。研究结果表明,针对REO品位为2.95%, Fe2O3含量40.30的稀土矿样品,以RF-10为铁矿物抑制剂、RFS为稀土矿物捕收剂,经浮选降铁-磁选除杂工艺可以得到REO品位为36%的稀土精矿产品,铁矿物脱除率达95%,论文研究成果为含铁稀土矿的有效利用提供借鉴。  相似文献   

11.
高效组合抑制剂D1对钨矿物和含钙矿物抑制性能研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
为实现钨矿物和含钙矿物浮选分离,采用一种高效的组合抑制剂,强化对萤石、方解石等含钙脉石矿物的抑制。单矿物和人工混合矿试验结果表明,组合抑制剂D1能有效地抑制萤石和方解石,而对于白钨矿和黑钨矿可浮性未产生较大影响。实际矿石试验结果表明,经一次粗选可得到WO3品位为4.56%、回收率为82.34%的钨粗精矿。并通过考察组合抑制剂D1在白钨矿、黑钨矿、萤石和方解石四种矿物表面ζ-电位的变化和M2+吸附量,初步探讨了抑制的机理。  相似文献   

12.
黑钨矿、白钨矿与含钙矿物异步浮选分离研究   总被引:3,自引:0,他引:3  
通过单矿物浮选及人工混合矿浮选试验, 研究了黑钨矿、白钨矿与含钙矿物异步浮选分离。采用XPS及AAS测试手段并结合晶体化学与溶液化学分析, 初步探讨了异步浮选的作用机理。结果表明, 苯甲羟肟酸是黑钨矿、白钨矿与其它含钙矿物分离的选择性捕收剂, 矿物可浮性顺序为黑钨矿>白钨矿>其它含钙矿物。柠檬酸可作为黑钨矿优先浮选的选择性调整剂, 其选择性抑制作用在于: 柠檬酸在黑钨矿表面吸附并不牢固, 难以阻碍苯甲羟肟酸在其表面吸附; 柠檬酸能选择性络合白钨矿与其它含钙矿物表面Ca2+离子, 导致矿物表面与捕收剂作用的活性质点减少, 使矿物浮游受到抑制。  相似文献   

13.
某铜矿浮选尾矿WO_3品位为0.056%,可供综合回收。该尾矿矿物组分较复杂,其中钨矿物绝大部分为白钨矿,另有微量的黑钨矿及钨华,金属硫化矿物主要为黄铁矿,微量磁黄铁矿,其他金属矿物主要为褐铁矿、磁铁矿等,非金属矿物主要为石英,其次为钙铁榴石,少量的方解石、长石、绿泥石等。白钨矿可浮性较好,可以采用浮选方法回收,但浮选药剂在回水中残留会显著影响主流程主要金属的浮选指标,而重选流程不会影响回水复用。采用浮选开路试验脱硫后,再通过螺旋溜槽分级富集-磁选除杂-摇床回收粗粒级白钨矿-异形面溜槽回收微细粒级白钨矿,全流程试验获得了产率为0.05%,WO_3品位为30.11%,WO_3回收率为26.41%的钨精矿。  相似文献   

14.
广西某锑锌银钨多金属矿选矿工艺研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
经过全面详细的工艺矿物学研究和选矿试验研究,针对广西某锑锌银钨多金属矿的矿石特点,提出了"先浮辉锑矿—后浮铁闪锌矿—再浮白钨矿—白钨粗精矿加温精选—浮选尾矿重选回收黑钨矿"的合理工艺流程,锑锌银钨均得到较好回收。  相似文献   

15.
朱涛 《现代矿业》2019,35(8):106-110
通过采用弱磁选-黑白钨混合浮选-黑白钨分离浮选-白钨精选-黑钨摇床选别-黑钨细泥浮选的工艺流程回收某钨、钼、铋、萤石复杂多金属矿经等可浮硫化矿浮选尾矿中钨,可得到白钨精矿WO3品位68.79%,回收率53.27%,黑钨精矿WO3品位52.49%,回收率17.57%,钨总的回收率70.84%的选矿技术指标。同时指出白钨精矿酸浸可以除掉磷,溶去方解石等杂质,白钨精矿品位提高了2.46个百分点。  相似文献   

16.
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   

17.
白钨矿、萤石和方解石具有相似的可浮性,导致这几种含钙矿物较难实现浮选分离。通过红外光谱分析揭示了水玻璃对白钨矿浮选的影响以及解理面润湿性的变化。苯甲羟肟酸(BHA)-铅配位离子捕收剂对白钨矿表现出良好的选择性捕收能力,在大幅减少水玻璃用量的前提下,可高效实现白钨与其他含钙矿物的选择性分离。依据这一发现,开发了一种适合复杂黑白钨伴生资源的新型浮选工艺,在我国柿竹园多金属选厂工业化应用。该新型浮选工艺以BHA-铅配位离子捕收剂为依托,通过调节BHA与铅的配比及加药方式,实现了黑白钨的常温混合浮选,并在一定程度上取代了经典的“彼德罗夫”加温精选工艺。水玻璃用量的减少也有助于钨的回收以及回水的循环利用。  相似文献   

18.
魏大为 《矿冶工程》2019,39(4):59-62
针对湖南柿竹园钨、钼、铋、萤石复杂多金属矿采用高梯度强磁选分离黑、白钨矿-黑、白钨矿分别浮选的工艺流程,采用离心机对高梯度强磁选精矿进行重选预先抛尾,提高黑钨矿入选品位,减少黑钨矿浮选给矿量,得到的粗精矿再用浮选回收黑钨矿。试验结果表明,对WO3品位0.64%的高梯度磁选精矿进行重选抛尾-浮选,获得了WO3品位54.23%、回收率84.75%的黑钨精矿。通过预选抛尾,减少了浮选投资,同时较大幅度降低了水耗、电耗和药耗,取得了较好的技术经济指标。  相似文献   

19.
行洛坑钨矿钨细泥选别工艺改造   总被引:1,自引:0,他引:1  
郭阶庆 《金属矿山》2011,40(6):97-100
宁化行洛坑钨矿选矿厂针对其钨细泥处理系统生产成本高,钨回收难度大,经济效益差的状况,采用脱泥-脱硫-常温浮选-离心选矿机精选新工艺取代原有脱硫-黑白钨混合浮选-浮、磁、重选黑白钨分离复杂工艺,在精矿品位相近的情况下,使系统作业回收率和对原矿回收率分别提高了43.91和6.91个百分点,同时使精矿药剂成本和电费减少了69.51%,较成功地解决了钨细泥回收的技术难题。  相似文献   

20.
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   

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