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相似文献
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1.
针对西藏某低品位铜矿石进行了浮选试验研究,采用铜硫混合浮选-混合精矿再磨-铜硫分离工艺流程,获得了铜精矿含铜23.39%、回收率82.17%,硫精矿含硫36.58%、回收率61.97%。  相似文献   

2.
某钛精选厂钛粗精矿经过弱磁选—螺旋溜槽重选—强磁选生产流程年产出7万吨TiO2品位高达28%左右的尾矿。经试验研究,对该尾矿采用强磁选—分级—摇床重选的试验流程可得到合格的钛精矿(TiO2品位为48.23%,回收率为46.97%),提高了资源利用效率,为钛精选厂流程改造提供了依据。  相似文献   

3.
针对青海某复杂难选铜铁矿石矿物交生关系密切和嵌布粒度细小的特性, 采用细磨-弱磁-脱泥-浮选工艺综合回收铜和铁, 获得最终铁精矿产率为8.60%, 铁品位为63.85%, 回收率为14.51%, 铜精矿产率4.66%, 铜品位为18.54%, 回收率69.33%的综合指标。  相似文献   

4.
新疆某大型红铁矿的选矿试验研究   总被引:1,自引:1,他引:0  
王海滨 《矿冶工程》2011,31(5):60-62
对新疆某大型难选红铁矿进行了选铁试验研究。采用弱磁-强磁-阳离子反浮选闭路流程, 针对TFe品位39.85%的红铁矿, 获得了混合精矿产率41.89%、TFe品位62.65%、TFe回收率65.08%的较好选矿指标。  相似文献   

5.
某铜钼矿合理选矿工艺的研究   总被引:9,自引:2,他引:7  
针对某铜钼矿石进行了选矿合理工艺流程的研究。采用混合浮选铜钼硫粗精矿, 钼与铜硫分离后, 铜硫再分离的工艺流程, 可获得铜精矿品位21.40%、回收率83.48%, 钼精矿品位46.87%、回收率86.70%, 硫精矿品位45.16%、回收率77.91%的技术指标, 实现了铜、钼、硫矿物与脉石矿物的有效分离。  相似文献   

6.
某难选氧化锌矿石选矿工艺研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
针对黄石某氧化锌矿石氧化程度高(氧化率高达87.28%)、泥化程度严重(-10 μm粒级含量达8%)、铁锰氧化物较多、锌矿物产出粒度细的特性进行了详细的浮选试验研究, 最终确定合理的药剂制度, 采用阶段磨矿、二段磨矿前预先脱泥的工艺流程, 获得了Zn品位20.17%、回收率4.01%的硫化锌精矿和Zn品位20.73%、回收率72.69%的氧化锌精矿。  相似文献   

7.
复杂铜铅锌银多金属硫化矿选矿试验研究   总被引:4,自引:0,他引:4  
范娜  李天恩  段珠 《矿冶工程》2011,31(4):48-50
对某复杂铜铅锌银多金属硫化矿进行了选矿试验研究。依据矿物特性, 采用铜铅部分混合浮选、混合精矿铜铅分离、混合浮选尾矿再选锌的工艺流程, 可获得铜精矿铜品位23.37%、铜回收率63.99%, 铅精矿铅品位71.68%、铅回收率90.34%, 铅精矿含银1 189 g/t、银回收率78.04%, 锌精矿锌品位52.38%、锌回收率75.98%。试验所获技术指标理想, 为该矿石的开发利用提供了有效途径。  相似文献   

8.
建水某铅锌矿选矿工艺研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
针对建水某铅锌硫矿石, 采用混选铅硫-选硫化锌矿-再选(浮选或重选)氧化锌矿的流程, 可以得到铅品位55.71%、铅回收率63.11%的硫化铅精矿, 锌品位48.28%、锌回收率28.71%的硫化锌精矿, 及锌品位31.24%、锌回收率52.88%的氧化锌精矿, 有价元素得到了有效回收。  相似文献   

9.
组合捕收剂回收某钨矿的试验研究   总被引:10,自引:0,他引:10  
采用由广州有色金属研究院自主研发的钨矿捕收剂GYB与ZL, 对含WO3 0.81%的原矿, 进行黑钨矿和白钨矿的混合浮选, 发现GYB与ZL 的组合存在正协同作用, 并获得了含WO3 30.07%、回收率为88.79%的粗精矿。对粗精矿进行加温精选获得白钨精矿中WO3品位为68.24%, 回收率为60.02%; 精选尾矿经摇床选别获得黑钨精矿中WO3品位为66.17%, 回收率为13.74%; 次钨精矿中WO3品位为32.72%, 回收率为10.79%; 钨精矿中WO3总回收率为84.55%, 获得了较好的选矿指标。  相似文献   

10.
小秦岭石英脉金钼多金属矿石综合利用试验研究与实践   总被引:1,自引:1,他引:0  
针对小秦岭一带产出的极具代表性的多金属石英脉矿石的性质特征, 通过多种方案比较, 制定出浮选-氰化浸出-浮选的选冶联合工艺, 使矿石中的金、钼、铅、硫等多种成分得到综合回收。以此工艺建设投产的选厂获得品位大于45%、回收率86%的钼精矿, 品位26%的铅精矿和品位25%的硫精矿, 金的氰化浸出回收率达到56%, 很好地实现了该矿石资源的综合利用, 并获得了良好的经济效益。  相似文献   

11.
汝阳东沟钼矿钼粗选工艺条件研究   总被引:2,自引:2,他引:0  
贾仰武 《矿冶工程》2008,28(4):39-41
研究了汝阳东沟钼矿磨矿细度、粗选药剂制度及浮选时间等因素对钼矿选别效果的影响。钼原矿品位为0.130%时, 经过一粗一精一扫的粗选流程和两次再磨、六次精选的精选流程闭路试验, 取得了钼精矿品位53.26%, 回收率86.27%的较理想指标。  相似文献   

12.
针对广东银岩铜铋钼锡矿进行了选矿工艺研究,采用先浮选硫化矿,以重选—细泥浮选—重选组合流程从硫尾矿中回收锡石,获得含锡56.11%、回收率74.20%的锡精矿和含钼47.22%、回收率67.65%的钼精矿,并得到含铋24.88%、回收率34.17%的铋精矿和含铜12.76%、回收率56.93%的铜精矿两个考察产品。该工艺技术可行,流程简单,指标可靠。  相似文献   

13.
对西藏某碱性低硫磷磁赤混合铁矿进行了选铁试验研究。采用磨矿-弱磁-强磁选流程处理TFe品位39.23%的磁赤混合铁矿, 获得了混合铁精矿产率48.86%、TFe品位63.50%、TFe回收率80.50%的选矿指标。  相似文献   

14.
某低品位铅锌河道尾砂浮选工艺研究   总被引:1,自引:1,他引:0  
为了综合回收某河道堆存尾砂中的铅、锌、硫、砷等有用组分, 采用混合浮选-混合精矿分离浮选工艺, 最终得到铅锌精矿铅、锌品位分别为2.37%和6.67%, 回收率分别为24.73%和57.76%, 硫砷精矿硫、砷品位分别为21.56%和7.23%, 回收率分别为38.78%和37.39%。  相似文献   

15.
A three-dimensional model of a single cubic particle in a thin liquid film has been developed using the Surface Evolver (Brakke, 1992) program. It has been used to investigate the effect of a particle’s contact angle on its energetically stable orientations at a liquid–vapour interface and how these, in turn, affect the particle’s ability to stabilise a thin film. It has been found that depending on the contact angle there are two possible stable orientations for a cubic particle (termed horizontal and rotated) at a liquid–vapour interface. For a film containing a cubic particle in a rotated orientation it has been found that the capillary pressure required to rupture the film is roughly 30% of that required for a film containing a particle of the same contact angle but in a horizontal orientation. The probability of a particle adopting one orientation over another is also investigated, showing that this too is affected by contact angle and leading to the conclusion that contact angle has a profound effect on non-spherical particles behaviour in thin films.  相似文献   

16.
李惠东  段淑贞 《煤炭学报》1997,22(2):211-215
通过循环伏安测量研究了简单三价铬盐溶液和三价铬镀液中Cr^3+的整个电化学还原过程。实验和计算结果表明,该过程分2步进行。第1步是Cr^3+还原为Cr^2+的单电子准可逆反应,具有催化反应特征。第2步是Cr^2+还原为金属铬的不可逆反应。在镀液体系中,Cr^3+的还原由简单盐溶液中的单一水合离子放电墨迹为多重络离子放电。  相似文献   

17.
湖北某磷矿尾矿P2O5品位为14.86%、MgO含量为4.01%,具有较高的回收利用价值.针对该矿样性质,采用正反浮选工艺对其进行富集回收,可获得P2O5品位29.05%、回收率81.04%、MgO含量0.96%的磷精矿,实现了磷矿尾矿的再利用.  相似文献   

18.
氰化尾渣中铅锌分离试验研究   总被引:4,自引:1,他引:3  
在充分考虑氰化体系中各种金属离子及其络合物对浮选的影响基础上, 以碳酸钠+硫酸亚铁+硫酸锌为锌的组合抑制剂、以乙硫氮作捕收剂, 从铅尾中优先浮铅, 用硫酸铜活化、双氧水破坏游离氰根及其络合物、CMC抑制铅矿物及脉石矿物从铅尾中浮选回收锌, 获得了铅品位为49.93%、含锌5.22%、铅回收率为82.69%的铅精矿和锌品位为48.86%、含铅2.23%、锌回收率为85.75%的锌精矿, 实现了氰渣中铅锌的有效分离。  相似文献   

19.
四川某伴生铜铅锌硫铁矿综合回收选矿试验研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
对四川某伴生铜铅锌硫铁矿进行了综合回收试验研究。采用铜铅硫等可浮再分离-硫浮选-硫尾矿浮锌的工艺流程, 可获得铜品位16.56%、铜回收率78.76%的铜精矿, 铅品位51.16%、铅回收率64.34%的铅精矿, 锌品位44.25%、锌回收率61.69%的锌精矿和硫品位38.61%、硫回收率96.33%的硫精矿, 实现了铜铅锌硫的综合回收, 对该类矿石的开发利用具有参考意义。  相似文献   

20.
某含碳铅锌矿铅锌分离试验研究   总被引:5,自引:4,他引:5  
针对某难选含碳铅锌矿石, 采用铅锌依次优先浮选-铅、锌粗精矿再磨精选的浮选工艺流程, 成功实现了铅﹑锌的分离, 并以M作抑制剂, 对铅精矿进行脱碳, 获得了铅品位和回收率分别为45.39%和72.40%的铅精矿及锌品位和回收率分别为48.63%和81.56%的锌精矿。  相似文献   

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