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采用油酸钠作捕收剂、水玻璃作抑制剂时,在pH为9.6条件下,白钨矿与萤石浮选分离能获得理想的结果,而白钨矿与方解石或白钨矿与方解石、萤石的浮选分离效果较差。白钨矿、方解石的溶液化学分析计算表明,方解石的存在使矿浆中Ca2+浓度增大,这是恶化白钨矿浮选的主要原因,加入碳酸钠消除了Ca2+的影响,可以显著改善白钨矿与方解石及白钨矿与方解石、萤石的浮选分离效果。 相似文献
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-10 μm白钨矿的浮选回收率低, 导致大量白钨矿损失于尾矿中, 造成资源浪费, 而载体浮选是提高-10 μm白钨矿回收率的有效方法之一.根据粒级以及粒级组成对白钨矿浮选的影响, 通过浮选试验、理论计算和仪器检测等方法研究了-10 μm细粒级白钨矿的自载体浮选, 同时研究了载体比例、载体含量和碳酸钠对白钨矿自载体浮选的影响.研究结果表明, 油酸钠为捕收剂时, 在合适的载体粒度和载体比例下, 自载体浮选是提高-10 μm白钨矿回收率的有效方法, 碳酸钠可强化白钨矿的自载体浮选, 扩大载体比例和载体粒度范围.机理研究表明, 白钨矿 相似文献
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杨斌清 《有色金属科学与工程》1996,10(3):21
针对湖南某钨矿矿石性质, 阐述了有效分选白钨矿与含钙脉石矿物的石灰浮选法, 获得了对白钨矿相来说回收率达96.24%的白钨精矿。同时, 对“石灰法”浮选白钨矿的机理作了探讨。 相似文献
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分析了微细粒白钨矿难以有效浮选回收的原因是动量小、比表面积大、表面能高,介绍了近年来疏水聚团浮选、剪切絮凝浮选和载体浮选在微细粒白钨矿浮选工艺中的进展和应用,同时介绍了微泡浮选设备和微细粒浮选机等浮选设备的发展和应用,并展望了微细粒白钨矿浮选工艺和设备的发展方向。 相似文献
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湖南某钨矿选矿试验研究 总被引:4,自引:0,他引:4
针对湖南某钨矿矿石性质,阐述了有效分选白钨矿与含钙脉石矿物的石头浮选法,获得了对白钨矿相来说回收率达96.24%的白钨精矿。同时,对“石灰法”浮选白钨矿的机理作了探讨。 相似文献
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白钨矿浮选工艺及药剂现状 总被引:3,自引:1,他引:2
文章在收集大量的资料的基础上,主要介绍了白钨矿浮选工艺及其浮选过程中的捕收剂和抑制剂的现状以及作用原理,同时展望了白钨矿浮选药剂的发展方向. 相似文献
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依据湖南某多金属矿矿石性质特点,采用预先浮硫化矿,浮硫尾矿常温浮白钨矿,白钨浮选粗精矿经酸浸脱磷产出合格的白钨精矿;白钨浮选尾矿经螺旋溜槽粗选富集,刻槽摇床精选产出锡精矿的工艺流程。对含WO30.617%、Sn0.043%的原矿,获得了钨(WO3)品位65.65%、回收率为85.09%的白钨精矿,锡品位28.20%,回收率为25.95%的锡精矿,白钨和锡石均得到有效回收。 相似文献
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水玻璃在白钨浮选中的适用环境研究及机理分析 总被引:1,自引:0,他引:1
水玻璃是一种在浮选中被广泛应用的调整剂,研究其在白钨浮选中的适应条件和机理,对生产实践具有理论指导意义。通过单矿物浮选试验研究表明,水玻璃在白钨与方解石、萤石分离时的最适宜pH值均在910;碳酸钠与水玻璃的配合使用,最有利于白钨的选择性分离浮选。溶液化学分析表明,对方解石产生抑制作用的主要组分是Si(OH)4,而对萤石、白钨起抑制作用的主要组分是SiO(OH)3-,金属离子的添加可以改变水溶液中有效组分的含量,从而起到增强水玻璃选择性抑制的能力。 相似文献
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广西某白钨矿选矿试验研究 总被引:1,自引:1,他引:0
对广西某白钨矿进行了选矿试验研究。试验采用浮选脱硫-脱硫尾矿浮选选钨工艺。试验表明:采用碳酸钠做pH调整剂,硫酸铜做活化剂,丁黄药与丁铵黑药做捕收剂,脱硫效果好,硫脱除率90%以上;钨的浮选采用水玻璃、碳酸钠做抑制剂和G-O1做捕收剂效果佳。闭路试验采用一粗二扫二精浮选脱硫-脱硫尾矿一粗一扫五精选钨的浮选流程,可获得含硫51.22%的硫精矿,含WO371.27%、回收率为84.55%的钨精矿。 相似文献
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S. B. LEONOV O. N. BELKOVA B. F. KUKHAREV 《Mineral Processing and Extractive Metallurgy Review》2013,34(3):175-184
Abstract New representatives of oxazolidines have been prepared by condensation of carbonyl com pounds with aminoalcohols (compounds I-III), or by mutual condensation of formaldehyde with monoethanolamine and acyclic alcohols (compounds IV-IX) according to known methods. Oxazolidines I, II and IV-VII were tested as frothers in direct selective flotation of lead-zinc ores. Only oxazolidine I in the lead cycle is a worse frother than T-80. In the zinc cycle, the tested oxazolidines were better than oxal T-80 at consumption rates of 10 to 30 g/t. Compounds III, VIII and IX were tested as additional modifiers in collective flotation of copper-lead-zinc ores and xanthogenate flotation of primary scheelite ores. Compounds III and IX reduce WO3 losses both in the sulphide product and in the tailings of scheelite flotation. Oxazolidine III is a more efficient modifier than compound IX. Compound V was tested as a modifier in flotation of scheelite by sodium oleate at pH 9.3–9.6. Oxazolidine V improves the efficiency of sodium oleate in floatation of scheelite, which is due to changes in the proportions of the three forms of oxyhydrylic collector in the liquid phase of the pulp-ionic, molecular, and micellar. 相似文献
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