排序方式: 共有7条查询结果,搜索用时 15 毫秒
1
1.
对高硫铜锌矿采用粗磨后混合浮选具有回收率高成本低的优势,但混合粗精矿的铜-锌-硫分离一直是金属选矿重点和难点。本文针对云南思茅地区高硫铜锌矿,含Cu3.03%、Zn3 .90%、S 27.44%,采用“混合浮选-再磨脱硫-铜锌分离”工艺,研究了再磨细度、药剂用量等因素对混合浮选和铜-锌-硫分离的影响。混合浮选抛尾量为37.61%,混合粗精矿Cu回收率96.34%,Zn回收率98.37%,S回收率98.87%。当粗精矿再磨细度-38μm 90%时脱硫,获得硫铁精矿含S 45.74%,S回收率74.43%,铜锌分离闭路试验获得铜精矿含Cu 24.01%,Cu回收率86.76%,锌精矿含Zn52.30%,Zn回收率87.12%。表明对高硫铜锌矿采用 “混合浮选-再磨脱硫-铜锌分离”工艺可实现各矿物较彻底分离。 相似文献
2.
分析了旋流离心连续分选机的作用原理并用其对攀枝花钛磁铁矿进行分级实验. 结果表明,旋流离心连续分选机的给矿浓度、给矿压力、反冲水压力、溢流口压力和沉砂口压力等操作条件对沉砂的粒度分布均有明显影响,在给矿浓度5%、给矿压力70?72 kPa、反冲水压力5 kPa、溢流口压力40?50 kPa、沉砂口压力45?55 kPa的操作条件下,钛磁铁矿分级后0.15?2.00和0.074?0.15 mm粒级的颗粒分别占80%?83%和60%?65%,小于0.074 mm的颗粒仅占22%?28%. 相似文献
3.
铜锌硫化矿粗磨后混合浮选具有回收率高和成本低的优势,但混合精矿面临铜锌硫分离的难题。云南思茅地区的铜锌硫混合粗精矿,其细度为-74μm含量75%;Cu,2.56%;Zn,5.23%;S,37.21%。采用混合粗精矿再磨-分步降硫-铜锌分离工艺,研究了再磨细度、药剂用量等因素对铜、锌矿物和硫矿物分离效果的影响。当粗精矿再磨细度为-38μm含量90%时,闭路试验获得品位和回收率均较高的铜精矿、锌精矿和硫精矿产品,铜精矿含Cu 20.42%,Cu回收率82.47%;锌精矿含Zn 45.07%,Zn回收率83.88%;硫精矿含S 38.40%,S回收率81.78%。说明对混合精矿先分步脱硫,再铜锌分离可实现各矿物较彻底的分离。本研究可为混合粗精矿的高效浮选分离提供一定的参考。 相似文献
4.
开发绿色高效的钛铁矿精矿脱药方法,对其清洁利用具有重要意义。本文针对钛铁矿精矿,采用氧化脱药工艺,研究氧化剂种类、用量及脱药段数对精矿脱药率的影响;并采用扫描电镜(SEM)及红外光谱测试手段分析了氧化脱药的机理。研究结果表明,过氧化氢是钛铁矿精矿有效的脱药试剂,其可氧化解析吸附于钛铁矿表面的油酸钠。采用两段氧化脱药工艺,当第一段和第二段过氧化氢用量均为1100 g/t~1200g/t时,钛铁矿浮选精矿的总脱药率为71.97%。本研究可为浮选精矿的脱药提供一定的借鉴。 相似文献
5.
6.
我国有大量高硅铝土矿资源,单一重选或浮选法往往难以高效且经济地回收铝土矿。本文以云南昭通地区一水硬铝石型高铝高硅铝土矿为研究对象,其含Al_2O_367.25%、SiO_213.50%、铝硅比(A/S)4.98,针对性地采用重选—浮选联合分级脱硅流程,即粗粒级螺旋溜槽重选脱硅富集,细粒级螺溜尾矿水力旋流器脱泥后再浮选脱硅,分别产出合格的粗粒重选精矿和细粒浮选精矿,获得产率70.62%、含Al_2O_371.62%、回收率75.43%、A/S 8.02的高品质铝土矿总精矿。本研究提出的重选—浮选联合分级脱硅工艺对类似高铝高硅铝土矿资源的经济高效选矿富集具有指导意义。 相似文献
7.
随着硫化铅矿资源的不断开发与消耗,氧化铅矿的高效开发与利用已成为保障我国铅需求量的重要途径。针对云南腾冲地区氧化铅矿,其主要含铅矾、白铅矿和少量方铅矿,含Pb 4.54%,采用硫化—黄药法深度硫化后再利用混合捕收剂进行浮选,分析讨论了磨矿细度、药剂种类和用量等因素对铅矿物富集效果的影响。结果表明,当原矿磨矿细度为-74μm占80%时,浮选闭路试验可获得品位和回收率均较高的铅精矿产品,铅精矿含Pb 64.50%,Pb回收率90.74%,分选指标较好。研究可为类似铅矿资源的选矿开发利用提供一定的技术依据。 相似文献
1