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81.
介绍SQC湿式强磁选机在石城钽铌矿生产中的应用。在生产中从不同作业条件探讨了强磁选机对难选钽铌矿的选别特性,总结了SQC湿式强磁选机选别钽铌矿的经验。  相似文献   
82.
氧化锑矿石成分复杂,氧化程度不一,过渡性矿物多,锑矿物浮游性差,并与脉石矿物分离困难。采用分段粗选各自精选流程,应用混合药剂,基本上解决了硫化锑与氧化锑的浮选分离,并获了较好的技术指标。  相似文献   
83.
提高粗精矿再磨效率的探讨   总被引:1,自引:1,他引:0  
针对德兴铜矿泗洲选矿厂粗精矿再磨磨矿、分级效率较低的原因进行了分析。根据生产实践对对如何提高粗精矿再磨磨矿、分级效率进行了探讨,并提出改进的办法。  相似文献   
84.
针对山西某铁选厂粗选泡沫泵产生汽蚀进行了原因分析,提出了解决方案,可为解决类似问题提供借鉴。  相似文献   
85.
概述了金川二矿区富矿石两磨两选一组精矿再磨-集中精选新工艺;论述了该工艺的科学性,合理性;对该工艺在生产应用中应注意事项提出建议。  相似文献   
86.
历来对矿物浮选的研究者重于影响浮选的诸多因素方面.有些因素与矿物的种类、矿物的解高度(不论如何定义)、溶液的化学性质和浮选药剂有关.这些因素之间相互作用的复杂性常使人怀疑实验室或半工业试验得到的最终品位/回收率结果是否为某一特定品位下的最高回收率.出现这种状况的原因就是,在此之前对矿石的可浮性还未建立一种通用的技术。本文叙述的是用于有别于煤的金属矿物的“树枝状”浮选方法的进一步发展,着重介绍其在铁矿石方面的应用.选择了介于简单的选煤和复杂的选硫化矿物之间的中等复杂程度的选氧化物系统,以阐述原理并展开概念.“树枝状”浮选法包括逐次泡沫产品的分段浮选以及为除掉杂质而进行的再浮选。因此,就可浮选性而言,它体现为一种平衡方法而不是动力方法.为提高品位,将各种产品和尾矿有序排列,可得到品位/回收率累积曲线,用同种矿石单独进行批量实验或工厂生产的结果可与该曲线比较.在本文介绍的研究工作中,对不同磨矿粒度的碧玉铁质岩铁矿做了试验,以确定在一组给定药剂条件下的最佳浮选品位-回收率.工艺分选特性用一个系统最佳测定,该系统含有象“中矿”那们(就所述的工艺而言)的颗粒.为此,未选择典型系统而选择了一种天然矿石,以便更接近工厂的实际  相似文献   
87.
攀枝花选钛厂提高钛精矿回收率的探索   总被引:3,自引:0,他引:3  
孙波 《湿法冶金》2003,22(3):148-151
针对攀枝花选钛厂原选别流程钛精矿回收率不高的问题进行了工业性试验研究,提出了原流程改进方案。采用降低重选精矿品位并加强磁选的方法,可提高最终电选钛精矿的回收率。  相似文献   
88.
对一矿床为大型花岗岩的钽铌矿进行了选矿试验研究,以回收其中的有用矿物钽铌铁矿、铌钽铁矿和细晶石.矿石经两段磨矿、两段选别,粗选采用单一重选法得粗精矿,精选采用重-浮-重工艺流程,得到品位为6.89,的钽铌精矿,其回收率为57.482,.精矿经水冶除钨、锡、硅等杂质后得到钽铌渣,其中T a2 O5的含量为29.0,,对原矿的回收率为53.487,.  相似文献   
89.
云南罗平县史家寨煤矿原煤灰分高、硫分高,其中可供回收的有价矿物主要是煤和黄铁矿。根据原煤特性,提出全浮选工艺流程,即先浮煤抑硫、再活化浮选硫;并对煤浮选的加药方式和药剂用量进行了优化,基于加药方式和药剂用量的优化,对煤进行了小型闭路浮选试验。试验最终获得了产率为37.18%、硫含量为5.38%、碳品位为41.10%、碳回收率为83.05%的精煤和产率为6.18%、碳含量为9.04%、硫品位为42.49%、硫回收率为30.56%的硫精矿。选矿过程中,在氧化钙用量合适的情况下,采用分段添加柴油的方式可大幅提高精煤产率,降低选矿成本;只有尽可能地将煤选出,才能同时保证硫精矿的品位和回收率。  相似文献   
90.
难选钨细泥的选别研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
本文阐述了难选钨细泥的性质及选别研究和对钨细泥粗选的有效设备的研究。  相似文献   
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