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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
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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
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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
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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
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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
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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
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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
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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
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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
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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
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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