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提出一种含磁黄铁矿的硫化镍矿开发利用新工艺,该工艺通过选矿的方法将含镍磁黄铁矿和镍黄铁矿分离,获得Ni品位为18.74%、Ni回收率为69.45%的高品位镍精矿和Ni品位为1.16%、Ni回收率为8.79%的低镍磁黄铁矿精矿,然后采用不同工艺处理这两种精矿产品。高品位镍精矿采用传统冶炼工艺,达到降低能耗、减少渣排放的目的;低镍磁黄铁矿精矿采用氧化焙烧—直接还原—磁选工艺生产镍铁产品,实现Ni、Fe资源的充分回收利用。 相似文献
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以加拿大北部某蛇纹石和磁黄铁矿含量较高的微细粒硫化铜镍矿为研究对象,重点进行了铜镍分离抑制剂和磁黄铁矿抑制剂研究,铜镍分离采用石灰与BK536组合抑制镍矿物,镍精选采用BK521抑制磁黄铁矿,采用铜镍等可浮—镍浮选流程,获得铜精矿含镍为0.53%、铜回收率80.99%,镍精矿品位11.62%、镍回收率为69.69%的闭路试验指标。 相似文献
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内蒙某铜钼尾矿K2O品位为4.28%,Na2O品位为2.77%,根据矿石的性质,采用脱泥—强磁选—浮选除杂—长石浮选的试验流程,试验矿样脱泥后在1200 k A/m磁场强度下脱除磁性矿物,然后分别采用油酸钠和十二胺浮选除杂,再添加硫酸调整p H值至3.1,选用BK440作长石捕收剂,可得到精矿产率18.82%,精矿中K2O品位8.62%,回收率37.88%,Na2O品位4.39%,回收率29.90%,长石精矿中TFe含量为0.42%的技术指标。 相似文献
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黑龙江某大型钼矿选钼尾矿K2O品位为6.91%,Na2O品位为1.79%,经过试验研究采用脱泥-浮选除杂-长石浮选-强磁选除杂的工艺流程,选钼尾矿脱泥后采用油酸钠浮选除杂,然后添加硫酸调整pH值至3.6,采用BK440作长石捕收剂浮选分离长石与石英,长石浮选精矿在15000kA/m场强下脱除磁性矿物,获得长石精矿K2O品位为11.54%, Na2O品位为2.51%,K2O回收率为47.73%;Na2O回收率为40.30%。长石精矿达到制钾肥钾长石质量标准。 相似文献
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利用四阶Runge-Kutta法求解了液固分选流化床内颗粒的简化动力学方程,得到了颗粒速度和位移等随时间变化关系,并搭建了流化试验系统,验证了颗粒简化动力学方程的准确性,其预测的颗粒干扰沉降末速相对偏差基本可控制在5%以内。建立了基于该简化动力学方程的液固分选流化床数学模型,与试验分选结果相比,各密度级颗粒分配率的均方根误差为5.05。利用该模型探究了入料速率对颗粒分离结果的影响,发现入料速率增大导致的床层有效密度与实际分选密度比值减小是该过程中液固流化床分选效率降低的原因。 相似文献
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针对某铜硫多金属矿开展了工艺矿物学研究,并在其基础上进行了详细的选矿试验研究,采用高效铜捕收剂BK322以及高效环保硫抑制剂BK526进行试验,优先选铜,然后选硫。闭路试验指标为铜精矿铜品位20.94%、铜回收率80.45%,硫精矿硫品位45.57%、硫回收率90.30%。 相似文献
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针对四川某稀土矿选矿工艺存在的稀土回收率低的问题,开展了一系列选矿试验研究。试验结果表明,在矿浆质量浓度为30%,粗选NaOH用量为600g/t,水玻璃用量为3000g/t,EF1106用量为3500g/t,起泡剂用量为60g/t情况下,采用一粗、三精、两扫、中矿按顺序返回的选矿流程,可获得稀土REO的品位和回收率分别为66.32%和79.88%的稀土浮选精矿。与该选厂的生产指标相比,稀土回收率提高了13.93%。 相似文献
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本文采用理论结合试验的方法探究了液固流化床分选机理。得到了液固流化床分选机内自生介质流化床层性质。以不同粒度石英砂为自生介质颗粒,研究了自生介质粒度对分选效果的影响。研究发现,自生介质粒度越细,能实现的分选效果越好。其中,0.15~0.20 mm石英砂床层的最小E。值为0.053;0.25~0.45 mm石英砂床层能达到的最小E。值增大到0.095。通过分析入料粒度分布和操作条件对分选效率的影响,认为控制入料粒度应从入料粒度范围和入料粒度下限两方面考虑。在某一床层压力设定值下,保持较小的上升水流速率,可减小粒度和形状对颗粒运动的影响,有利于床层维持较高的颗粒体积分数和有效密度,可提高分选效果。 相似文献
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废旧杂志纸越来越多,如何充分地利用这些废纸,是当今世界的热门话题之一。在碎浆的过程中,油墨会产生碎化,而这些碎化的油墨粒度小,易沉积在纸纤维上,用常规的脱墨方法难以脱除,在油墨碎解时加入少量的油酸作为成桥液,疏水亲油的油酸优先润湿油墨表面,油墨颗粒之间通过油桥而团聚,然后浮选脱除,试验获得白度81.90%、纸纤维回收率92.68%的指标。 相似文献