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枣阳原生金红石矿选冶新工艺 总被引:1,自引:0,他引:1
针对枣阳原生金红石矿特点,用磁选—重选—浮选相结合的联合工艺流程进行分选,磁选可抛除20%左右的磁性矿物,非磁性产品经螺旋溜槽进行脱泥后进入浮选作业,用苯乙烯膦酸和正辛醇作组合捕收剂,经一次粗选、两次精选和两次扫选可得TiO_2品位为70.98%,作业回收率为88.60%的浮选精矿。浮选精矿经磁选焙烧酸洗后,最终精矿TiO_2品位为89.53%,回收率为74.78%。 相似文献
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复合捕收剂浮选枣阳原生金红石矿的试验研究 总被引:2,自引:0,他引:2
苯乙烯膦酸在弱酸性介质条件下对枣阳原生金红石有一定的捕收能力,脂肪醇的加入不仅能提高浮选效果,而且还能大幅度降低前者的用量。对比试验表明,采用苯乙烯膦酸与辛醇组成的复合捕收剂,浮选效果明显优于苄基胂酸。 相似文献
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摘要:湖北枣阳金红石矿因其矿石性质复杂,嵌布粒度粗细不均,长期以来选矿回收率在50%左右,指标较低。通过对该金红石矿石性质的研究,采用脱泥—浮选-磁选原则流程,使用改性活化剂PX进行活化,联合使用选择性较好的捕收剂S.P.A和捕收能力强的脂肪醇O.C.T进行捕收,最终可获得含TTiO2为92.38%,金红石TiO2为89.38%的精矿产品,回收率达到70%以上,指标较好。根据物质组分的研究,矿石中还含有少量石榴子石,对其采用分级摇床工艺进行综合回收,可获得品位为93.3%石榴子石的精矿产品。 相似文献
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陕西安康金红石矿工艺矿物学研究 总被引:7,自引:0,他引:7
采用多种手段对矿石的物质组成,TiO2的赋存状态,金红石的粒度特征,化学成分,解离性等进行了详细的研究,为金红石选矿工艺的选择和开发提供了基础资料和理论依据。 相似文献
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枣阳大阜山原生金红石矿脱泥试验研究 总被引:2,自引:0,他引:2
对枣阳大阜山原生金红石矿进行了选矿试验研究,为有效减少矿泥和脉石对浮选影响,分别采用了单一摇床重选、重磁联合、沉降和反浮选工艺进行脱泥抛尾,脱泥之后再进行金红石浮选。试验结果表明,在浮选前进行脱泥作业能够显著提高浮选指标,反浮选脱泥抛尾工艺效果更好,一次性抛弃尾矿产率为10.85%,金红石损失率为7.08%,反浮选脱泥后再进行正浮选,采用C5-9羟肟酸作为捕收剂,经过一次粗选,精矿品位达21.12%,回收率达75.08%。 相似文献
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为高效率、低成本、小污染、高效益地开发利用湖北枣阳金红石矿石资源,根据主要脉石矿物有弱磁性,而金红石无磁性的特点,以高梯度中强磁选预富集工艺为基础进行了金红石选矿试验。结果表明:①在磨矿细度为-0.074 mm占88.60%的情况下,1粗1扫高梯度中强磁选抛尾产率可达29.16%,中强磁选精矿金红石含量为3.07%、回收率为89.50%;②高梯度中强磁选精矿经1粗3精3扫闭路浮选,可获得金红石含量64.53%、回收率为82.21%的金红石浮选精矿;③金红石浮选精矿采用高梯度强磁选-焙烧-酸浸工艺提纯,高梯度强磁选背景磁感应强度为1.2 T,焙烧温度为900 ℃、时间为45 min,盐酸浸出的酸浓度为10%、液固比为1∶5、温度为80 ℃、时间为30 min,最终获得金红石含量为87.88%、回收率为71.21%、TiO2品位为90.12%的金红石精矿。与传统的重选预富集工艺相比,采用磁选工艺可减少细粒金红石损失,提高金红石回收率,为国内金红石资源的高效开发利用提供了一种新思路。 相似文献
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根据该铜矿的具体特征,通过较系统的选矿试验,结果表明:经过二次粗选一次扫选二次精选的小型闭路试验,得到铜品位为22.64%,回收率为95.27%的铜精矿,选别指标较好。 相似文献
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针对某铜铅锌多金属硫化矿的特征,通过多种方案的比较,采用"铜铅混选,铜铅精矿分离,尾矿选锌"工艺流程,铜铅混选调整剂用硫酸锌+亚硫酸钠+碳酸钠组合抑制锌,TY-1作为铜铅混选的捕收剂,水玻璃+亚硫酸纳+羧甲基纤维素组合抑制剂进行铜铅分离,使该矿石取得较好的选矿指标。 相似文献
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难处理金矿石选冶技术研究 总被引:1,自引:0,他引:1
甘肃某金矿金矿品位较低,矿石氧化程度较高。金矿物粒度细小,主要以微粒、次显微金矿物形式嵌布于褐铁矿粒间以及被粘土矿物充填的褐铁矿裂隙、孔洞中,属于难处理矿石。根据该矿石性质进行了原矿全泥氰化浸金和浮选富集-氰化浸金两种工艺流程的试验研究,结果表明该两种工艺均可获得较好的选矿指标:原矿全泥氰化搅拌浸出的金浸出率为94.19%;浮选富集-氰化浸金的金浸出率为97.62%,银浸出率为90.80%。由于浮选抛尾可显著提高氰化浸金的设备效率和经济效益,故推荐浮选富集-氰化浸金为该金矿的选冶技术方案。 相似文献
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陕西某氧化铅锌矿选矿试验研究 总被引:1,自引:1,他引:0
陕西省某铅锌矿矿石因氧化程度高、易泥化而较难选,尤其是氧化锌的回收困难。试验针对矿石性质,采用了铅的硫化矿物和氧化矿物混合浮选回收,锌的硫化矿物、氧化矿物依次单独回收的方案。选铅时采用了组合捕收剂乙硫氮+丁胺黑药,选氧化锌时采用了复合捕收剂A928,最终获得了铅品位和回收率分别为53.67%和82.92%、含锌5.23%的铅精矿,锌品位和回收率分别为51.08%和40.75%、含铅1.06%的硫化锌精矿及锌品位和回收率分别为22.55%、44.28%、含铅1.22%的氧化锌精矿,实现了氧化铅锌矿石的有效分选。 相似文献