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《现代矿业》2018,(12)
某白钨矿浮选脱硫尾矿钨品位0. 085%,细度-0. 074 mm 70%,分布在-0. 043 mm粒级中的WO_3占74. 79%。为回收利用其中的钨,采用浮选机与旋流-静态微泡浮选柱两种设备对该白钨尾矿矿样进行浮选试验。结果表明,在适宜的浮选药剂制度下,固定浮选柱循环压力0. 10MPa,浮选柱1粗1精—浮选机1次扫选柱机联合闭路流程可获得产率2. 42%、WO_3品位4. 61%、回收率82. 65%的精矿,尾矿WO_3含量0. 024%,指标优于单一浮选机2次粗选和单一浮选柱1粗1精流程,因此该柱机联合浮选工艺流程可为该白钨尾矿提供一种可行的回收手段。 相似文献
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<正> 我矿香花卜矿床是一个萤石交代岩型白钨、铅、锌矿床,萤石品位高达15~39%。为了充分利用资源,我们研究了从白钨浮选尾矿中综合回收萤石的方法。试验表明,能够得到回收率49.01%的萤石精矿,其品位高达97.28%,杂质含量也符合外贸要求。该项研究成果将用于生产。(一)原矿及浮选尾矿性质矿石中主要金属矿物有白钨矿、方铅矿、闪锌矿等。脉石矿物主要是萤石、方解石、石英、白云石、绿泥石、云母类矿物等。萤石呈他形晶,均匀或不均匀地浸染在石英、方解石、绢云母等矿物集合体内部,其包裹体呈不规则细脉穿插在矿石或岩石中,有的被绢云 相似文献
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柿竹园白钨浮选尾矿综合回收萤石试验研究 总被引:2,自引:2,他引:0
李纪 《有色金属(选矿部分)》2012,(1):33-35
柿竹园白钨浮选采用733-烧碱法,矿浆pH值在12以上,不利于后续的萤石综合回收。本研究针对柿竹园白钨浮选尾矿,采用硫酸为活化剂、水玻璃为抑制剂、733为捕收剂,进行了综合回收萤石的试验研究,最后采用一次粗选、两次扫选和五次精选工艺流程,可获得萤石精矿品位94.31%、回收率70.06%的试验指标。 相似文献
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江西某白钨浮选尾矿萤石、方解石含量均较高,CaF_2、CaCO_3含量分别为12.33%和9.79%,属于复杂难选伴生萤石二次资源。为从该二次资源中高效回收萤石,进行了详细的选矿试验。结果表明,酸性水玻璃+腐植酸钠组合使用可在浮选萤石时有效抑制方解石等脉石矿物。在氧化石蜡皂731总用量为1 150 g/t,酸性水玻璃+腐植酸钠总用量为(2 750+275)g/t的条件下,采用1次粗选、粗精矿再磨后6次精选、粗选尾矿和精选1尾矿各2次扫选流程处理试样,最终获得CaF_2品位95.26%、回收率85.37%的萤石精矿,较好地实现了从白钨尾矿中综合回收萤石的目标。 相似文献
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某白钨浮选尾矿钨再回收利用试验研究 总被引:1,自引:1,他引:0
某白钨浮选尾矿WO_3含量为0.11%,以白钨矿为主,钨金属主要分布在微细粒级,10μm以下达41.38%,选别难度大。针对该尾矿性质特点,采用常规浮选法,白钨精选采用水玻璃和氢氧化钠作组合抑制剂,最终获得WO_3含量为25.92%,回收率为63.40%的钨精矿指标,实现了白钨浮选尾矿中的钨资源再回收利用。 相似文献
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萤石本身自然可浮性较好,受钨浮选高碱条件抑制,可浮性变差.为使萤石恢复可浮性,现场采用硫酸中和活化法,但耗酸量大,生产维护困难.试验研究发现,对萤石给矿进行浓缩再磨等预处理,能有效恢复萤石可浮性,减少硫酸和捕收剂药剂用量,选矿指标好,可获得萤石精矿品位93.28%、回收率76.66%的试验指标. 相似文献
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湖南某大型钨钼铋多金属矿中含有大量的萤石,现场钼铋等可浮-铋硫混浮-钨“GY法”浮选流程的常温浮钨粗选尾矿CaF2含量20.54%,-200目占82.0%,主要有用矿物为萤石,嵌布粒度粗细不均,主要为中细粒,与石英、方解石等主要脉石矿物密切共生。为确定其中萤石的回收工艺,进行了选矿试验研究。结果表明,试样以Na2CO3为矿浆pH调整剂兼矿泥分散剂,酸化水玻璃为脉石矿物的抑制剂,BK410为捕收剂,采用1粗2扫6精、中矿顺序返回流程处理,最终获得CaF2品位为93.46%、回收率为62.13%的萤石精矿。按试验确定的工艺流程建设的萤石回收系统运行平稳、可靠,在给矿CaF2品位为21.20%的情况下,取得了CaF2品位为90.17%,CaF2回收率为59.72%的萤石精矿,新系统不仅提高了资源的利用率,还为企业创造了显著的经济效益。 相似文献
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湖南某大型钨钼铋多金属矿中含有大量的萤石,现场钼铋等可浮—铋硫混浮—钨“GY法”浮选流程的常温浮钨粗选尾矿CaF2含量20.54%,-200目占82.0%,主要有用矿物为萤石,嵌布粒度粗细不均,主要为中细粒,与石英、方解石等主要脉石矿物密切共生。为确定其中萤石的回收工艺,进行了选矿试验研究。结果表明,试样以Na2CO3为矿浆pH调整剂兼矿泥分散剂,酸化水玻璃为脉石矿物的抑制剂,BK410为捕收剂,采用1粗2扫6精、中矿顺序返回流程处理,最终获得CaF2品位为93.46%、回收率为62.13%的萤石精矿。按试验确定的工艺流程建设的萤石回收系统运行平稳、可靠,在给矿CaF2品位为21.20%的情况下,取得了CaF2品位为90.17%,CaF2回收率为59.72%的萤石精矿,新系统不仅提高了资源的利用率,还为企业创造了显著的经济效益。 相似文献
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李纪 《有色金属(选矿部分)》2013,(5):28-30
萤石本身自然可浮性较好,受钨浮选高碱条件抑制,可浮性变差。为使萤石恢复可浮性,现场采用硫酸中和活化法,但耗酸量大,生产维护困难。试验研究发现,对萤石给矿进行浓缩、再磨等预处理,能有效恢复萤石可浮性,减少硫酸和捕收剂药剂用量,选矿指标好, 可获得萤石精矿品位93.28%、回收率76.66%的试验指标。 相似文献
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河南某钼尾矿中白钨的浮选回收试验 总被引:2,自引:0,他引:2
为回收河南某钼尾矿中的白钨,采用预先分级-+0.15 mm粗粒级再磨-1粗1扫脱硫浮选-1粗1扫1精常温钨浮选-1粗3扫5精加温钨浮选流程对该尾矿进行了浮选试验,获得了WO3品位为60.14%、WO3回收率为77.78%的钨精矿。仅粗粒级再磨避免了次生矿泥的产生和钨矿物的过粉碎,加温时加入抑制剂LY使含钙类脉石矿物得到了更好的抑制,这些手段为获得较好的试验指标提供了保障。 相似文献
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湖北某浮钨尾矿-0.074 mm占86.39%、萤石含量为22.35%,萤石与石榴子石、石英等主要脉石矿物解离不充分。为高效回收该尾矿中的萤石资源,根据试样的性质,采用高梯度强磁选-浮选流程进行了萤石选矿试验。结果表明:在背景磁感应强度为1.2 T情况下的高梯度强磁选可抛出产率为13.06%、萤石含量为7.10%的磁性杂质,非磁性产品的萤石含量为24.64%;非磁性产品经1粗2扫7精浮选流程处理(浮选粗精矿细磨至-0.038 mm占77.64%后再进行精选),可获得萤石含量为96.48%、回收率为69.54%的萤石精矿。因此,磁浮联合流程是试样中萤石的简洁、高效回收流程。 相似文献
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从某钨矿尾矿中磁化浮选萤石试验 总被引:1,自引:1,他引:0
为了提高湖南某矽卡岩型钨矿尾矿中萤石回收质量,在浮选回收萤石精矿时采用水系磁处理浮选工艺与常规浮选工艺相比较,试验研究结果表明,在不改变常规浮选工艺流程的条件下,采用强磁对浮选用水进行磁化处理后,可以提高浮选捕收剂、抑制剂对矿物的作用效果,提高萤石的精矿质量和回收率;同时可以减少浮选中捕收剂和抑制剂的药剂用量。试样在水系磁处理条件下,进行了一次粗选、五次精选、二次扫选闭路流程,最终获得品位97.31%、回收率94.53%的萤石精矿,并且萤石精矿中SiO_2含量为0.68%,CaCO_3含量为0.81%,属于FC-97A合格萤石精矿产品。 相似文献
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以实验室试验得到的最优参数条件进行了CCF浮选柱白钨精选工业试验,采用一次粗选、两次精选流程得到了WO3品位45.77%、回收率为93.53%的钨精矿。 相似文献