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相似文献
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1.
某选厂钨细泥产品中,WO3在白钨矿、黑钨矿和钨华中的分布率分别为41.85%、58.06%和0.09%,其中90%的钨分布于30μm以下的粒级,且该钨细泥为白钨加温精选-摇床重选后的尾矿,若直接浮选选别难度较大。经试验研究,确定采用预先脱泥脱药—浮选工艺流程。结果表明,可从含WO34.14%的钨细泥给矿,获得WO3品位为35.20%、回收率为86.34%的钨细泥精矿。  相似文献   

2.
某钨锡多金属矿原矿锡品位低于0.1%,因原矿锡品位低、可浮性差,采用摇床回收钨精选尾矿中的锡矿物,获得重选钨锡混合精矿.该重选钨锡混合精矿品位WO341.09%、Sn7.50%,WO3、Sn金属主要分布在0.010~0.045mm粒级.对该混合精矿进行试验方案比较后,本研究采用自主研发的脂肪酸类捕收剂TA-3药剂以及“白钨浮选-湿式磁选”工艺,获得了白钨精矿品位WO351.39%,WO3回收率44.43%;黑钨精矿品位WO345.09%,WO3回收率47.71%;钨锡混合精矿品位WO315.41%、Sn23.05%,WO3回收率7.86%、Sn回收率64.48%,达到了获得较高Sn品位精矿的目的,为后续分离和利用创造了有利条件.  相似文献   

3.
为了经济有效地合理利用伴生钨钼矿资源,对某钼选厂生产的含钼5.03%,含钨1.34%,含碳酸盐75%以上的氧化钼钨粗精矿进行了加温精选试验,详细地考察了药剂和操作条件对精选过程的影响,得到了精矿品位Mo 27.26%、WO38.12%,钼金属回收率86.33%,钨金属回收率96.92%的选别指标,获得的钼钨精矿可以直接用作冶炼钨钼铁合金的原料,提高了矿山的经济效益。  相似文献   

4.
为了解决内蒙古某锡钨混合精矿中砷含量严重超标的问题,对该精矿进行了锡、钨、砷高效分离试验研究。采用浮选-磁选联合流程,分别获得Sn品位为53.83%、回收率为98.97%的锡精矿和WO3品位为63.96%、回收率为87.70%的钨精矿,并且分离工艺的副产品砷精矿含砷为66.84%,回收率为99.09%,不仅获得了合格钨精矿和锡精矿,同时综合回收了有害元素砷,既实现了钨锡资源高效利用,又降低了有害元素砷对环境的危害。  相似文献   

5.
吉林某低品位铜镍硫化矿石铜品位为0.27%、镍品位为0.48%。矿石中含镍矿物主要为紫硫镍铁矿、镍黄铁矿,含铜矿物主要为黄铜矿、铜蓝、斑铜矿。试验研究表明,采用单一浮选流程不能获得较好的选别指标;由于矿石中紫硫镍铁矿、镍黄铁矿、黄铜矿等有用金属硫化物与磁铁矿嵌布关系密切,因此采用弱磁选对含镍矿物进行富集,获得目的矿物含量高、易泥化脉石含量低的磁性产品和目的矿物含量低、易泥化脉石含量高的非磁性产品,再分别进行磨浮流程处理。结果表明:原矿磨细至-0.074 mm占30%时进行弱磁选,磁性产品和非磁性产品分别再磨至-0.074 mm占85%后采用1粗2精2扫闭路浮选流程处理,获得了铜品位为4.53%、镍品位为6.65%、铜回收率为54.63%、镍回收率为44.90%的铜镍混合精矿1和铜品位为1.88%、镍品位为3.37%、铜回收率为23.98%、镍回收率为24.13%的铜镍混合精矿2,尾矿铜、镍品位分别降至0.06%和0.16%,实现了对该铜镍硫化矿石的有效分选。  相似文献   

6.
高杨  胡志刚  张家琪 《中国矿业》2020,29(2):100-105
辽宁某含铁低品位磷矿石中可回收元素为磷和铁,磷品位2.17%,铁品位11.50%,磷和铁主要以磷灰石和磁铁矿形式存在。试验采用浮选-磁选联合流程,浮选为一粗一扫二精流程,在磨矿细度为-0.074mm 72%的条件下,以碳酸钠为pH值调整剂、水玻璃为抑制剂并使用复合捕收剂,获得磷品位为35.25%、磷回收率为93.71%的磷精矿。磷浮选尾矿经磁选和精矿再磨磁选,得到TFe含量66.21%、TFe回收率55.72%的铁精矿。  相似文献   

7.
内蒙某铜多金属选厂尾矿中钨含量WO30.40%,由于入选尾矿粒度变细、硫化矿组分复杂、含量分布不均且互相嵌连包含,矿山原有回收工艺已不适合,导致生产中钨的回收率偏低。为了提高钨的回收率,采用离心选矿机预先抛尾—浮选脱硫—重选—强磁选回收细粒钨的联合工艺流程,获得了WO3品位70.58%、回收率58.53%的钨精矿,选别效果较好,有效回收了钨资源。  相似文献   

8.
针对云南某含钨硫精矿进行了综合回收钨的选矿试验,磁选脱硫试验可以有效脱除产率达44.02%的磁黄铁矿,获得硫品位36.68%,硫回收率58.89%的硫精矿及WO_3品位2.27%,WO_3回收率98.27%的非磁性产品。非磁性产品经浮选抑硫选钨后可获得WO_3品位10.31%,WO_3回收率72.86%的钨粗精矿。钨粗精矿经加温精选后可以获得WO_3品位63.17%,WO_3回收率62.82%的钨精矿。试验结果表明,采用"磁选脱硫—抑硫选钨—加温精选"工艺可以综合回收给矿中的钨。  相似文献   

9.
某低品位钨钼矿选矿试验研究   总被引:2,自引:2,他引:0  
某低品位钨钼矿含钨0.26%,钼0.022%。为综合回收钨和钼,试验采用先浮硫化矿后浮白钨矿的工艺流程,闭路试验获得了钨品位66.10%、钨回收率86.74%的钨精矿,钼品位45.31%、钼回收率65.78%的钼精矿,取得了较好的试验效果。  相似文献   

10.
湖南某钨矿日产生钨细泥100~200t,该钨细泥WO3品位4.68%,钨矿物主要为黑钨矿.黑钨矿、白钨矿的粒度极微细,粒度小于0.01mm的黑钨矿和白钨矿分别占其总量的62%和79%,回收难度较大.根据该钨细泥的矿物特性,采用"强磁选-浮选"工艺,并用新型改性水玻璃SA作为抑制剂,对钨细泥中的钨矿物进行了有效回收,最终获得钨精矿品位(WO3)43.01%、回收率81.16%的指标.  相似文献   

11.
辽宁某红柱石矿选矿试验研究   总被引:2,自引:0,他引:2  
对辽宁某红柱石矿进行了选矿试验研究,并通过试验确定了脱泥—浮选—磁选—酸浸的工艺流程,得到了符合质量要求的红柱石精矿和磁铁矿。  相似文献   

12.
赖伟强 《金属矿山》2017,46(6):94-98
山西某低品位含金镜铁矿铁品位为26.41%、金品位为0.67 g/t。矿石中金主要以自然金形式存在,自然金占总金的88.15%;铁主要存在于赤(褐)铁矿中,赤(褐)铁矿中铁占总铁的68.28%。为回收矿石中有价元素金和铁,进行了优先浮选金,浮选尾矿弱磁选-高梯度强磁选-反浮选回收铁选矿试验。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占83.78%条件下,以石灰为pH调整剂、水玻璃为分散剂、丁基黄药+丁胺黑药为捕收剂、2#油为起泡剂,经1粗2精2扫浮选,获得了金品位为29.31 g/t、回收率为87.93%的金精矿,选金尾矿经1粗1精1扫弱磁选,获得了铁品位为65.86%、回收率为13.34%的铁精矿1,弱磁选尾矿经1粗1扫高梯度强磁选,强磁选精矿以NaOH为调整剂、改性淀粉为抑制剂、油酸钠为捕收剂,经1粗2精1扫反浮选,获得的铁精矿2铁品位为61.79%、回收率为50.67%,铁精矿1与铁精矿2合并后混合铁精矿铁品位为62.59%、总铁回收率为64.01%。试验结果可以为该矿石有价元素综合回收提供技术依据。  相似文献   

13.
王国生  邹霓  高玉德 《现代矿业》2010,26(12):37-39
简要分析了安徽某钨钼矿的矿石性质,探讨了钨钼矿物回收的原则工艺,制定了优先浮辉钼矿等硫化矿,混合精矿钼硫分离的工艺流程。在磨矿细度为-0.074 mm占75.60%的情况下,采用1粗2精1扫浮硫-1粗5精1扫分离钼的闭路工艺流程,获得的钼精矿Mo品位为40.64%,回收率为70.86%。  相似文献   

14.
广东某含硫铁低品位铜矿石主要有用元素铜、硫、铁品位分别为0.51%、27.68%、34.07%。铜赋存状态复杂,以次生硫化铜形式存在的铜占总铜的54.91%,水溶性铜占总铜的26.39%,采用常规浮选方法选别铜回收率低。为探索该矿石中铜、硫、铁的高效分选工艺,对其进行了选冶工艺研究。结果表明:原矿磨细至-0.074 mm占72%时,采用pH=3的硫酸溶液为浸出剂,在液固比为4 mL/g、搅拌转速为1 400 r/min、浸出时间为24 h条件下浸铜,可以获得铜浸出率为93.33%的指标;铜浸渣经自来水搅拌洗涤至pH=6以后,以丁黄药为捕收剂、2号油为起泡剂,经1粗1扫硫浮选,可获得硫品位为48.44%、对铜浸渣回收率为95.57%的高品质硫精矿;浮硫尾矿在磁介质为Φ2 mm棒介质、脉动冲程为16 mm、冲次为280次/min、背景磁感应强度为0.6 T条件下,经1次高梯度强磁选选铁,可获得铁品位为51.42%、对铜浸渣回收率为17.02%的铁精矿。以上试验结果说明,采用铜浸出-硫浮选-铁磁选的工艺流程可以实现矿石中铜硫铁的有效分离。  相似文献   

15.
江西某钨矿石中有用金属矿物主要以黑钨矿为主,并伴生有锡石、辉钼矿、黄铜矿、黄铁矿、闪锌矿等。采用重—浮—重联合流程回收钨,先用重选得到钨的粗精矿,再用浮选脱去硫化矿,最后用重选获得钨精矿。在原矿品位为WO31.10%时,获得钨精矿品位为65.73%、回收率为82.17%,硫化矿含钨2.66%,回收率12.59%的选别指标。  相似文献   

16.
为综合回收某金钨矿中的金与钨,开展了系统的选矿试验研究。采用硫酸铜、异戊基黄药与松醇油浮选回收金,采用调整剂碳酸钠、水玻璃与捕收剂皂化油酸浮选回收钨,钨粗精矿采用彼得罗夫法处理,闭路试验可以获得含金148.05 g/t、金回收率为94.87%的金精矿以及含WO357.46%、含磷0.25%,WO3回收率为80.52%的钨精矿。钨精矿经盐酸浸出,可将WO3含量提高至74.10%,含磷量降低至0.070%,酸浸作业WO3回收率达到98.87%。  相似文献   

17.
黄丽娟  姜亚雄  汪勇  朱坤  惠士成 《矿冶》2017,26(5):17-21
以云南某铜金多金属硫化矿为研究对象,通过优先浮选获得铜精矿、硫精矿;浮选尾矿经过磁选选铁,获得合格的磁铁精矿;磁铁精矿再磨后氰化浸出回收金,浸金渣作为磁铁精矿产品进行销售。铜、金、铁和硫均得到综合回收。  相似文献   

18.
钱有军  高莉 《现代矿业》2018,34(9):20-22
某钨多金属矿尾矿中伴生萤石含量为25.07%,为了有效回收该萤石资源,实现资源的综合利用,对其进行了选矿试验研究。研究结果表明:以油酸钠作捕收剂,酸化水玻璃+六偏磷酸钠作为抑制剂,采用1次粗选、1次扫选、粗精矿再磨后7次精选,中矿1、中矿2返回扫选,其余中矿顺序返回的闭路流程,可获得CaF2品位为94.89%、SiO2含量为1.55%、CaCO3含量为0.34%、CaF2回收率为68.12%的萤石精矿,达到了综合回收萤石资源的目的,经济效益显著。  相似文献   

19.
江西某钨矿钨细泥选矿新工艺应用研究   总被引:2,自引:0,他引:2  
江西某大型钨矿,日产细泥400~500 t,含WO30.13%~0.5%,-0.074mm含量大于90%,-0.02mm含量达32.3%。采用重选预富集-浮选-重选选矿新工艺选别该细泥,小型试验指标为:总钨精矿品位WO345.26%,回收率62.33%,其中白钨精矿品位WO355.38%,回收率29.82%,黑钨精矿品位WO338.76%,回收率32.51%。工业试验指标为:总钨精矿品位WO351.148%,回收率62.52%,其中白钨精矿品位WO365.43%,回收率31.40%,黑钨精矿品位WO341.90%,回收率31.12%。  相似文献   

20.
某金矿石中金的浮选及氰化浸出试验   总被引:5,自引:0,他引:5  
辽宁某金矿石因载金硫化矿物浸染粒度细并与脉石矿物共生密切以及矿石中易泥化矿物含量高而较为难选。对该矿石进行浮选试验,结果表明,在-200目占95.3%的磨矿细度下,以碳酸钠为调整剂、丁基黄药+丁铵黑药为捕收剂、2号油为起泡剂,获得的浮选精矿金品位为77.1 g/t,金回收率79.58%。进一步对浮选尾矿进行氰化浸出,可获得82.20%的作业金浸出率,从而使金的总回收率达到96.37%。对原矿直接氰化浸金进行探索,结果表明,金的浸出率仅为80.41%。  相似文献   

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