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《中国钨业》2020,(1):29-35
某难选高硫含铜白钨矿中钨主要以白钨矿的形式存在,硫化铁主要以磁黄铁矿的形式存在。为给该矿石的开发利用提供技术支持,采用磁选-铜硫混合浮选-白钨浮选原则流程进行条件试验。结果表明,原矿磨矿至-74μm占65%时进行磁选,可获得品位为38.33%、回收率为51.14%的硫精矿,而磁选尾矿经铜硫混合-铜硫分离浮选,可分别获得品位为20.06%、回收率为73.12%的铜精矿和品位为35.20%、回收率为42.11%的硫精矿;其中铜硫混合浮选尾矿以碳酸钠为调整剂、水玻璃为抑制剂、731氧化石蜡皂为捕收剂,进行一粗一扫三精白钨常温浮选,可得到WO_3品位为63.93%、回收率为89.60%的白钨精矿,有效地实现了铜硫的分离和白钨矿的回收。 相似文献
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《中国钨业》2021,(3)
湖南郴州某白钨矿WO_3品位为0.31%,因矿石中含钙脉石矿物较高、钨华含量较高,导致白钨选别困难。针对该矿石分别进行了磨矿细度、碳酸钠用量、氢氧化钠用量、水玻璃用量、捕收剂种类和用量、加温精选等浮选条件试验。试验结果表明,在最佳条件试验的基础上,采用"优先浮硫—白钨常温粗选—钨粗精矿加温搅拌-精选"的工艺流程。白钨矿常温粗选闭路试验采用一粗二精二扫的试验流程,获得WO_3品位为4.42%,WO_3作业回收率为84.85%的白钨粗精矿;对白钨粗精矿进行加温搅拌-精选闭路试验,精选闭路试验流程为一粗二精一扫,获得WO_3品位为61.25%,作业回收率为95.62%,综合回收率为80.05%的白钨精矿,实现了对该白钨的有效回收。 相似文献
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《稀有金属》2019,(5)
湖南某钨尾矿体系中,钨为主要回收对象,铜、锌可作为伴生金属回收,本文采用"硫化矿浮选-强磁富集-黑钨浮选"的组合工艺对有用金属矿物进行综合回收,结果表明:在磨矿细度-0.074 mm占70%,丁铵黑药和黄药作为组合捕收剂时,经"一粗三精二扫"的工艺流程浮选硫化矿,可获得Cu, Zn品位分别为10.10%, 12.05%,回收率分别为65.03%, 61.03%的铜锌混合精矿;对硫化矿浮选尾矿,采用SQC-2-1100湿式强磁选机,经"一粗一扫"磁选富集后,在碳酸钠调浆,水玻璃作抑制剂、 Pb(NO_3)_2作活化剂、苯甲羟肟酸作捕收剂时,进行"一粗三精二扫"的浮选闭路试验,最终得到WO_3品位30.15%,回收率54.40%的黑钨精矿。通过纯矿物试验、吸附量测定和红外光谱测试研究了浮选药剂对黑钨矿浮选行为的影响,结果表明:Pb~(2+)能较好地活化黑钨矿的浮选, Pb(OH)~+, Pb(OH)_2(s)为主要的活化组分;加入Pb(NO_3)_2后,苯甲羟肟酸在黑钨矿上的吸附量明显增加;苯甲羟肟酸通过高化学活性基团与黑钨矿表面键合,在矿物表面发生了化学吸附。 相似文献
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对某低品位黑钨细泥,采用“预先脱硫浮选-离心机重选富集-黑钨细泥粗精矿再浮选”的工艺流程进行了选矿试验研究.试验结果表明,经二次浮选脱硫、一粗一扫离心机重选预富集、一粗三精二扫黑钨细泥粗精矿再精选的浮-重-浮联合工艺流程处理该黑钨细泥,最终可获得含WO3品位为38.01%、回收率为64.27%的钨精矿,较好地回收了该黑钨细泥中的钨矿物.该工艺由于采取了预先脱硫和离心选矿机的粗选富集措施,使整个浮选工艺药剂总用量大幅下降,更有益于节约选矿成本和环境保护. 相似文献
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针对某高铁铜硫矿石的性质,将原矿磨至细度为≤74μm占70%、以碳酸钠为pH调整剂、丁基黄药+丁铵黑药为组合捕收剂混合浮选铜硫,铜硫粗精矿再磨至≤45μm占85%后,主要以新型无机抑制剂DT-2#(次氯酸钙为有效成分)为黄铁矿抑制剂进行铜硫分离,浮选尾矿进行磁选选铁.试验结果表明,采用"铜硫混浮-粗精矿再磨-铜硫分离-浮选尾矿磁选"流程,在原矿含铜0.52%、硫2.31%、铁49.26%的条件下,可获得含铜22.36%、回收率为87.29%的铜精矿,含硫38.43%、回收率为62.88%的硫精矿,含铁66.98%,回收率为91.34%的铁精矿.所用工艺流程简单,选矿指标较佳. 相似文献
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《中国钨业》2020,(3)
为了解决加温捕收剂733市场断供问题,针对湖南瑶岗仙裕新高钙白钨粗选精矿改用731作为捕收剂采用"彼得洛夫法"进行加温浮选对比试验。试验结果表明:实验室小型试验采用731进行加温浮选,在钨粗精矿品位为4.56%的情况下,经过一粗三精一扫闭路试验,获得钨品位为65.48%、回收率95.68%的钨精矿;现场经过5天13个班的工业试验,获得钨品位为60.64%、回收率94.81%的钨精矿。采用733作为捕收剂工业生产获得品位为63.72%、回收率为91.49%的钨精矿。试验采用731替代733进行加温浮选取得了良好的选矿技术指标,同时有效缓解了加温捕收剂733采购问题。 相似文献
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某白钨矿回收工艺的试验研究 总被引:1,自引:0,他引:1
针对某钨矿的主要钨矿物为白钨矿,采用优先浮硫-白钨常温粗选-钨粗精矿加温精选的工艺回收钨矿物。试验表明:在磨矿细度为-0.074 mm占82%的条件下,以碳酸钠和水玻璃为调整剂,ZL为捕收剂浮选钨。当原矿品位WO3为0.593%时,可获得品位WO3 65.97%、回收率81.98%的白钨精矿。 相似文献
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某含钼白钨矿选矿试验研究 总被引:5,自引:0,他引:5
在矿石工艺矿物学研究基础上,对某矿石性质复杂的含钼白钨矿,采用单一浮选工艺流程,在Na2SiO3弱碱性介质中,进行硫化钼浮选,在Na2CO3和Na2SiO3碱性介质中用GYW新型氧化矿捕收剂进行白钨矿粗选。白钨粗精矿加温精选采用改进后的“彼德洛夫法”,当原矿含Mo0.08%、WO30.58%时,获得Mo品位45.5%、Mo回收率80.1%的钼精矿和WO3品位65.7%、WO3回收率75.9%的白钨精矿,钨和钼获得较好的回收。 相似文献
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非洲某夕卡岩型白钨矿,主要有用矿物为白钨矿,含少量辉钼矿、辉铜矿等硫化矿物,脉石矿物主要有透闪石、阳起石、石英等。用浮选法回收,通过流程探索试验,磨矿细度试验,抑制剂、调整剂、捕收剂种类和用量等条做试验,确定了试验流程和条件。通过常温和加温精选试验对比,确定加温精选效果好。通过预先脱硫,以氢氧化钠+碳酸钠+水玻璃作抑制剂,ZL作捕收剂,通过常温粗选、加温精选,对原矿品位为0.21%的单一白钨矿,可获得品位63.58%,回收率为82.60%的白钨精矿。闭路试验结果表明,该工艺能很好地回收该低品位单一白钨资源。 相似文献
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某难选黑白钨共生矿试验研究 总被引:1,自引:0,他引:1
某黑白钨共生矿中富钙、富镁的脉石矿物含量高,严重影响了钨矿物的回收利用。为了解决该技术难题,原矿经硫化矿浮选、磁选后对钨给矿(WO3 0.48%)进行试验研究,采用改性水玻璃、硝酸铅,螯合类捕收剂GYB和改性脂肪酸类捕收剂GYR组合进行粗选获得的黑白钨混合粗精矿,采用改进型彼得洛夫法-添加调整剂NC、NF、水玻璃和捕收剂GYR,进行加温精选分离,加温精矿经酸浸得白钨精矿,加温尾矿经摇床得重选黑钨精矿,摇床尾矿经浓缩添加调整剂NA、改性水玻璃和硝酸铅,组合捕收剂GYB和GYR得浮选黑钨精矿。小型试验获得指标:WO372.21%的白钨精矿,回收率59.08%。WO3 47.92%的重选黑钨精矿,回收率14.15%。WO3 55.72%的浮选黑钨精矿,回收率6.33%。钨的总回收率达79.56%。 相似文献
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依据湖南某多金属矿矿石性质特点,采用预先浮硫化矿,浮硫尾矿常温浮白钨矿,白钨浮选粗精矿经酸浸脱磷产出合格的白钨精矿;白钨浮选尾矿经螺旋溜槽粗选富集,刻槽摇床精选产出锡精矿的工艺流程。对含WO30.617%、Sn0.043%的原矿,获得了钨(WO3)品位65.65%、回收率为85.09%的白钨精矿,锡品位28.20%,回收率为25.95%的锡精矿,白钨和锡石均得到有效回收。 相似文献
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赣南某白钨矿为白钨-夕卡岩型钨矿石,主要的金属矿物有白钨矿、黑钨矿、黄铁矿、黄铜矿、铜蓝、磁黄铁矿、闪锌矿等。其中WO3含量较高,是主要回收的元素。白钨矿粒度范围较宽,总体属中细粒不均匀嵌布。矿石在+0.074mm时,白钨矿单体解离度达90%以上。针对该矿石性质,采用常温浮选工艺,即在Na2CO3或NaOH碱性介质中用Na2SiO3为分散剂,以调整分散矿浆中的细泥,采用733或改性脂肪酸类为钨矿石捕收剂,在原矿WO3含量为0.80%时,获得钨精矿品位WO3 61.17%、钨回收率80.29%的较好技术指标。 相似文献
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The copper grade the low-grade copper-molybdenum ore in Shaanxi is 0.32% and the molybdenum grade is 0.048%.The copper and molybdenum minerals mainly exist in the form of sulfide ore. The properties are complex that there are many kinds of minerals in the ore, which are closely distributed and fine dissemination size. According to the properties of the ore, the technological process of bulk flotation and separation of copper and molybdenum was adopted in the experiment. With lime as regulator and reagent L03 as collector, the mixed concentrate of copper and molybdenum was obtained by the bulk flotation which flow-sheet is one roughing, three refining and two scavenging process. Then regrinding the mixed concentrate, use sodium sulfide as inhibitor of copper minerals, sodium silicate as slurry dispersant and inhibitor of silicate gangue minerals , kerosene as collector, can separate copper and molybdenum with the flow-sheet which one roughing, five refining and three scavenging. The copper concentrate with copper grade of 18.82% and copper recovery rate of 85.35% and molybdenum concentrate with molybdenum grade of 47.14% and molybdenum recovery rate of 79.24% were obtained by the final closed-circuit flotation test process, the indicator is nearly ideal. 相似文献
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-10 μm白钨矿的浮选回收率低, 导致大量白钨矿损失于尾矿中, 造成资源浪费, 而载体浮选是提高-10 μm白钨矿回收率的有效方法之一.根据粒级以及粒级组成对白钨矿浮选的影响, 通过浮选试验、理论计算和仪器检测等方法研究了-10 μm细粒级白钨矿的自载体浮选, 同时研究了载体比例、载体含量和碳酸钠对白钨矿自载体浮选的影响.研究结果表明, 油酸钠为捕收剂时, 在合适的载体粒度和载体比例下, 自载体浮选是提高-10 μm白钨矿回收率的有效方法, 碳酸钠可强化白钨矿的自载体浮选, 扩大载体比例和载体粒度范围.机理研究表明, 白钨矿 相似文献