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针对磨矿介质对钨矿石细磨行为的影响问题,本文采用钢球、六棱柱、陶瓷球3种不同的磨矿介质在锥形球磨机中进行磨矿试验,分别选用破碎速率Si和磨矿细度(t-38μm)作为钨矿石细磨行为评价指标。试验结果表明,对于-0.3 mm+0.2 mm、-0.2 mm+0.1 mm、-0.1 mm+0.053 mm 3个窄粒级钨矿石的细磨,钢球的破碎速率高于六棱柱和瓷球。在相同的比能量下,瓷球的t-38μm和磨矿能耗效率均高于钢球和六棱柱。此外,构建了3种磨矿介质的t-38μm与能耗的关系模型。因此,对于钨矿石的细磨,瓷球可以成为一种替代钢球的细磨节能介质。 相似文献
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柿竹园钨钼铋萤石多金属矿伴生有少量的磁铁矿,其全铁品位为7.15%,磁铁矿中铁品位为1.68%,占全铁的23.50%。该钨钼铋萤石多金属矿整个选矿工艺流程采用“柿竹园法”,其中,在回收钨、钼、铋、萤石等有用矿物前,采用中磁磁选将磁铁矿优先脱出,以避免磁铁矿对后续选别作业造成干扰,产出磁铁矿粗精矿。由于近年来铁矿石价格上涨态势明显,为进一步提高矿产资源的综合利用率和挖掘企业新经济增长点,决定对该磁铁矿粗精矿进行提质选矿实验研究。通过对该磁铁矿粗精矿矿石性质进行研究,发现该磁铁矿粗精矿存在嵌布粒度细、含磁硫高的特点。为提高磁铁矿精矿品质,必须提高磁铁矿精矿中铁的品位,同时还要降低磁铁矿精矿中硫的含量。提高磁铁矿精矿铁品位采用细磨的方法,使磁铁矿充分单体解离,然后通过弱磁选可将铁精矿品位提高;而要降低磁铁矿精矿中硫含量的方法,一般来说采用反浮选脱硫,需要通过实验找到跟该矿石性质相适应的反浮选脱硫工艺流程与参数,确保磁铁矿中磁硫的高效脱除。在经过系统的选矿实验研究后,确定了采用先脱磁再反浮选脱硫,再通过阶段磨矿阶段选别的选矿工艺流程,可以大幅度提高最终磁铁矿精矿品质。在磁铁矿粗精矿品位TFe 38.19%、含S 4.51%时,可以获得最终磁铁矿精矿品位TFe 60.85%、含S 0.99%,铁作业回收率72.13%的良好实验指标。该工艺在现场得到应用,通过优化现场流程结构配置,取得良好效果,为企业新增经济效益显著。 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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白钨矿中方解石等含钙脉石矿物的存在制约着白钨矿浮选技术的进步,开发选择性强的高效抑制剂是解决此类问题的关键。以铅离子-苯甲羟肟酸( Pb-BHA)配合物为捕收剂,通过浮选试验及 Zeta 电位测试、XPS 分析等手段研究了聚天冬氨酸(PASP)的抑制效果,并结合浮选溶液化学及晶体化学计算进一步分析作用机理。 纯矿物试验结果显示:当 cBHA = cPb = 2. 0×10-4 mol / L、cPASP = 2 mg / L、pH = 10 时,白钨矿与方解石的回收率之差可达 70%以上,表明 PASP 对方解石有选择性抑制作用。在此条件基础上开展人工混合矿试验,结果表明:PASP 能够在基本不影响回收率的前提下,大幅提高精矿 CaWO4 品位;当白钨矿与方解石的质量比为 1 ∶1 时,添加 2 mg / L 的 PASP 后精矿中CaWO 4 的回收率和品位分别达到 95. 2%和 85. 0%。 Zeta 电位测试及 XPS分析结果证实 PASP 在方解石表面发生了强烈的吸附作用,改变了方解石表面电性及化学环境。晶体化学分析显示:聚天冬氨酸官能团与方解石表面钙质点的匹配度明显优于其与白钨矿的匹配度,从而导致了聚天冬氨酸对方解石的选择性抑制作用。 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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国外某低品位铜锌硫化矿矿床属于矽卡岩型,为确定该矿石中有价金属开发利用的可行性,进行了选矿试验。研究表明,矿石中铜品位为0.38%,锌品位为1.26%,针对矿样组成特性,确定了优先浮选铜,选铜后的尾矿再浮选锌的工艺流程处理该硫化矿矿石。在磨矿细度为-0.074 mm占74.60%的条件下,选用石灰为矿浆pH调整剂,硫酸锌和亚硫酸钠为组合抑制剂,Z-200为捕收剂优先浮选硫化铜矿物;对选铜尾矿继续采用石灰调节矿浆pH值,硫酸铜活化被抑制的锌矿物,丁基黄药为捕收剂浮选硫化锌矿物的药剂方案,经"2粗2精"选铜、"1粗3精2扫"选锌的闭路试验,最终获得铜精矿铜品位和回收率分别为22.55%、85.19%和锌精矿锌品位和回收率分别为44.83%、74.36%,有效地实现了铜锌硫化矿的分离与回收,为国外该类型硫化矿矿石的开发利用提供依据。 相似文献
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为高效综合利用湖南某多金属矿中的铋及确定矿石中铋的合理选矿工艺流程,进行了工艺试验研究。研究结果表明:采用粗选作业和精选作业分段浮选流程,在磨矿细度为-0.074mm73.46%时,以乙硫氮作捕收剂、BK205作起泡剂进行铋、硫全浮,铋、硫混合粗精矿再进行铋、硫分离,精选采用石灰和新型环保药剂BK516作抑制剂,获得了铋精矿铋品位28.57%、铋回收率86.81%的试验指标;该工艺流程结构简单,操作性强,可为该矿石中铋、硫资源的综合回收提供技术依据。 相似文献