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相似文献
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1.
对河南某长石矿进行了矿物组成分析、物相分析和多元素分析,通过磨矿细度、磁选、脱泥粒度、浮选等试验研究,确定了 “磨矿-脱泥-强磁选-脱泥-反浮选除铁-长石浮选”的工艺流程。结果表明,该选矿工艺最终可获得产率49.98%、K2O品位11.12%、TFe含量0.20%的长石精矿以及产率12.75%、SiO2品位96.54%的石英精矿。  相似文献   

2.
为实现江西宜春花岗伟晶岩型锂辉石矿中锂、钽及长石的综合回收, 开展了选矿综合回收试验研究。研究结果表明, 该锂辉石矿石英、长石含量高, 采用高选择性药剂ZH与氧化石蜡皂组合作为锂辉石捕收剂, 可降低细泥在锂辉石表面的罩盖影响, 优化矿浆流体环境; 在原矿含Li2O为1.51%、Ta2O5为0.022%的条件下, 以氧化石蜡皂+ZH组合捕收剂浮选回收锂辉石, 采用细泥摇床重选工艺回收浮选尾矿中的钽矿物, 重选尾矿采用"弱磁选—强磁选"工艺除铁后作为长石精矿, 获得了含Li2O 5.62%、回收率为74.65%的锂辉石精矿和Ta2O5品位为18.78%、回收率为40.21%的钽精矿, 以及产率为49.16%、含Na2O 2.45%、K2O 4.60%、TFe 0.15%、白度为62.9%的长石精矿。该工艺流程选矿试验指标良好, 实现了硬岩型锂辉石矿中锂、钽和长石的综合回收。   相似文献   

3.
针对江西某钨锡重选尾矿中石英、长石、云母含量高的特点,试验采用磨矿—磁选除铁—脱泥—云母浮选—石英与长石浮选分离的无氟少酸工艺综合回收石英和长石。在试样磨矿细度?0.074 mm含量占73.20%、磁场强度为1.0 T条件下进行磁选除铁,非磁性产品采用静置—虹吸方法脱去?0.020 mm细泥。磨矿—磁选—脱泥等预处理后的样品采用碳酸钠调整矿浆pH=10.5、捕收剂YF-1用量240 g/t 和十二胺用量80 g/t 联合浮选云母。对云母浮选尾矿以Ba2+用量120 g/t活化石英、YF-2用量250 g/t 抑制长石、捕收剂YF-1用量250 g/t 进行石英与长石的浮选分离。石英浮选尾矿即为长石精矿 ,石英精矿通过酸法反浮选长石工艺得到石英精矿和长石副产品。试验获得石英精矿产率25.30%,SiO2含量99.20%,石英矿物回收率50%;长石精矿产率22.69%,K2O+Na2O含量13.16%,长石副产品产率7.68%,K2O+Na2O含量9.23%,长石矿物总回收率约79%;云母精矿产率14.50%,K2O含量7.65%,Na2O含量1.65%,Al2O3 含量16.40%,云母矿物回收率85%。   相似文献   

4.
湖南某钾钠长石矿选矿试验   总被引:1,自引:0,他引:1  
湖南某长石矿矿物组成复杂,主要有用矿物为长石和石英。为开发利用该矿石,对其进行了选矿试验研究。结果表明:在磨矿细度为-0.074 mm占62.36%时,原矿经脱泥-脱石英浮选后,以硫酸为调整剂、N-烷基丙撑二胺+石油磺酸钠为捕收剂经1粗2扫长石-石英分离浮选,获得了Al2O3含量为18.68%的长石浮选精矿和SiO2含量为98.35%的石英浮选精矿;长石浮选精矿经1粗1精磁选除铁获得了Al2O3含量为18.68%、Fe2O3为0.18%、Na2O+K2O为12.28%的长石精矿,达到了陶瓷工业的一级质量标准;石英浮选精矿在0.35 T条件下磁选除铁后获得了SiO2含量为98.35%、Fe2O3为0.076%的石英精矿,满足玻璃工业二级质量要求。  相似文献   

5.
为充分利用某钽铌尾矿的有用成分,采用水力分级脱泥—硫化矿浮选—非金属矿浮选分离原则流程进行选矿试验。结果表明,钽铌尾矿经1粗1精1扫硫化矿浮选—1粗3精云母浮选—1粗2精长石浮选闭路流程处理,最终可获得产率0.43%的硫化矿混合精矿(可直接外售),总产率77.17%的云母精矿、长石精矿和石英精矿产品,较好地实现了云母、长石和石英的有效分离,实现了资源的综合利用。  相似文献   

6.
为实现低品质长石资源的高值化利用,对赣南某钾长石矿进行了矿石性质研究和可选性试验,确定了"高梯度强磁-分级脱泥-反浮选除铁-石英分离"的选矿工艺。试验结果表明,该工艺可使钾长石精矿中钾钠含量达到13.7%,Fe2O3含量降至0.12%,并获得Si O2含量为99.26%,Fe2O3含量为0.08%的石英精矿。所得长石精矿达到平板玻璃用一等品等级(JC/T 895-2000),石英精矿达到日用陶瓷用优等品质量标准(QB/T 1637-2016)。  相似文献   

7.
某多金属硫化物金矿综合利用试验研究   总被引:1,自引:1,他引:0  
某多金属硫化物金矿属于石英脉型矿床,矿石原生泥含量高,对选矿影响大。笔者针对该矿石性质,在保证金的回收率的前提下,采用先浮选金后浮选锌的选矿工艺,分别得到含Au41.51g/t,回收率94.56%的金精矿;含Zn 43.30%,回收率66.71%的锌精矿,同时金精矿中还回收了大部分铜、铅、银等,为该矿的综合利用提供了较好的方案。  相似文献   

8.
低品位石英矿浮选提纯的试验研究   总被引:3,自引:1,他引:2  
对辽宁朝阳地区长石石英矿进行了反浮选脱铝提纯研究,以油酸钠为长石活化剂,六偏磷酸钠为石英抑制剂,十二胺盐酸盐为长石捕收剂,在pH=5.0左右条件下的浮选试验结果表明,以SiO2 93.01%,Al2O3 5.28%较低品位石英矿为原料,磨矿细度-0.055 mm占85%,经过脱泥-反浮选,得到SiO2含量99.62%,回收率60.42%的粗精矿,对粗精矿进行再磨再选-精矿脱泥,最终精矿经过高温干燥得到了SiO2含量99.95%的石英粉。对浮选产品的扫描电镜和能谱分析表明,消除细粒矿泥在精矿表面的罩盖是石英粉提纯的关键。  相似文献   

9.
为使矿山资源利用率最大化,有效的回收利用矿山现有废弃资源,通过对某锂辉石矿选矿厂浮选尾矿进行矿物分析,采用浮选—磁选—浮选的选矿工艺流程回收尾矿中的云母、石英、长石等有用组分。试验获得了产率为18.31%的云母精矿,产率为37.38%、钾钠合量为13.30%、1 200℃煅烧白度为78.9%的长石精矿,产率为28.07%、SiO_2品位为98.34%、F_2O_3含量为0.038%的石英精矿;有效回收了矿山废弃资源、降低了尾矿排放量,达到了矿产综合利用的目的。  相似文献   

10.
采用无氟浮选工艺对低品位钾长石矿进行了浮选试验研究,试验结果表明,采用磨矿-沉降脱泥-一粗一精-强磁选的选矿工艺流程,在磨矿细度为-0.074mm含量占50%,粗选pH为4,油胺与石油磺酸钠用量分别为800g/t、1600g/t时,可获得产率59%,K2O+Na2O品位为12.55%的长石产品,同时可获得产率为19.94%,SiO2品位为97.12%石英产品。此选矿工艺为该长石资源的综合利用提供了参考。  相似文献   

11.
针对江西大余某钨锡多金属矿非金属矿物含量高的特点,以其选矿厂钨锡尾矿为研究对象,试验以硫酸作调整剂,十二胺作捕收剂浮选云母;浮云母尾矿以氢氟酸为调整剂,十二胺为捕收剂浮选长石,浮选长石尾矿即为石英精矿,实现了云母、长石、石英的分离。开路试验获得的云母精矿中Al_2O_3含量为21.54%,SiO_2含量为57.62%,K_2O含量为7.69%,产率为31.17%;长石精矿K_2O+Na_2O品位为13.02%,产率为12.44%,石英精矿SiO_2品位为99.31%,产率为37.60%。云母、长石、石英精矿品质均达到了建材原料使用标准,实现了资源的综合利用。  相似文献   

12.
江西某钽铌矿尾矿综合利用试验研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
对江西某钽铌矿尾矿中长石、云母和石英进行了选矿回收研究.采用了“磨矿-筛分(选粗云母)-高梯度强磁选(除铁、云母)-螺旋分级(脱泥)”混合粗选工艺,长石、石英、云母混合粗精矿浮选分离精选工艺.经过除铁试验,获得含铁为0.18%的混合粗精矿,进一步脱除云母后,进行了正交试验研究长石石英浮选分离,得到长石浮选最优工艺条件为:草酸用量500 g/t,六偏磷酸钠用量600 g/t,十二胺用量800 g/t,石油磺酸钠用量500 g/t.正交试验表明通过草酸活化之后,长石的可浮性明显增加.最终获得可作为陶瓷工业原料的钾长石精矿和适用于玻璃工业原料的石英精矿,伴随回收部分碎云母,实现尾矿综合利用.  相似文献   

13.
江西省兴国县风化残积型高岭土矿是—中大型砂性高岭土矿床。矿石矿物有高岭石、白云母、长石、石英,原矿所含铁主要赋存于硅酸盐矿物中,经选矿除去。矿石先经碎散(擦洗)、筛分再经旋流器分选提高精矿Al_2O_3含量和产品细度,可获造纸填料级高岭土精矿、瓷土精矿,而对+0.074毫米尾矿,通过磁选—浮选,可获白云母精矿、陶瓷级长石精矿以及平板玻璃原料用石英精矿。通过试验研究,矿石量的87.3%得到利用,经济效果较好。  相似文献   

14.
青海某钾长石资源综合利用试验研究   总被引:1,自引:1,他引:1  
采用浮选的方法对青海某钾长石资源进行了综合利用研究。试验结果表明,采用粗磨-浮云母-再磨-浮选脱泥-长石浮选的选矿流程,可综合回收云母产品,产率8.22%;长石产品,产率34.28%;石英产品,产率46.51%,从而为该资源的合理开发做出了较好的选矿评价。  相似文献   

15.
复杂难选含钨铁矿选矿工艺研究   总被引:1,自引:1,他引:0  
对某WO3 0.23%、TFe品位22.09%的含钨铁矿进行了选矿工艺研究。采用先浮选回收钨、浮选尾矿磁选回收铁的工艺, 可获得含WO3 63.24%、回收率87.14%、TFe含量为0.48%的钨精矿和TFe品位62.03%、回收率41.67%的铁精矿, 钨和铁均得到了较好的回收。  相似文献   

16.
对江西某低品位长石矿采用"磁选除铁-反浮选除电气石-反浮选除云母-浮选长石"的工艺进行选矿试验研究,以实现其中所含长石、石英、云母3种矿物的有效分离。结果表明,经过弱磁加高梯度除铁,碳酸钠和油酸浮选电气石,硫酸、十二胺和柴油浮选云母,氢氟酸和十二胺分离长石与石英,最终可获得满足平板玻璃用一级质量标准和日用陶瓷用二级质量标准的长石精矿,以及满足玻璃生产工业中低档石英砂原料要求的石英精矿。  相似文献   

17.
于传兵 《矿冶》2015,24(3):30-33
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   

18.
甘肃某非金属矿主要矿物组成为石英、长石、云母,矿石中伴生有锂、铷、钽、铌等有价金属。针对矿石中钽铌比重大、具有磁性且矿石泥化严重、云母嵌布特性复杂等性质特点,采用“高梯度磁选、摇床精选钽铌—钽铌磁选尾矿脱泥浮选云母—云母粗精矿和钽铌精选尾矿合并再磨精选云母—云母浮选尾矿进行长石石英分离”的工艺流程,获得了Ta_(2)O_(5)+Nb_(2)O_(5)品位和回收率分别为30.16%、55.85%的钽铌精矿;Li_(2)O、Rb_(2)O品位分别为3.28%、0.59%,回收率分别为92.80%、42.35%的云母精矿;Rb_(2)O品位为0.18%、回收率为49.51%的长石精矿和SiO_(2)品位为99.23%的石英精矿,长石精矿和云母精矿中Rb_(2)O总回收率为91.86%,钽铌精矿和石英精矿可作为合格产品直接销售,云母精矿和长石精矿作为后续冶炼工艺提取锂铷的原料,研究结果为矿石的综合利用提供了技术依据和支撑。  相似文献   

19.
对四川某地低品位长石矿进行了无氟无酸选矿提纯试验研究, 确定了“棒磨-磁选-浮选”工艺流程。在磨矿细度为-0.074 mm粒级占48.79%时, 通过弱磁选-SLon立环高梯度强磁选, 获得了Fe2O3含量为0.11%、长石回收率为83.83%的磁选尾矿, 再在十二胺为捕收剂、油酸钠为长石活化剂、六偏磷酸钠为石英抑制剂、不加pH值调整剂的条件下进行一粗一精二扫浮选, 最终获得Fe2O3含量0.19%、SiO2含量80.12%、K2O+Na2O含量高于13%的长石精矿, 其综合回收率为55.03%。  相似文献   

20.
栗木锡矿选矿厂重选尾矿经强磁选脱铁,非磁性物中石英、钠长石、钾长石及云母矿物含量合计达98%,为充分、高效利用该二次资源,进行了浮选分离工艺研究。结果表明,在不磨矿、硫酸调酸的情况下,采用1次云母浮选、1粗3扫3精浮选长石、中矿顺序返回流程处理矿样,获得了K_2O与Na_2O总含量达10.18%、长石矿物含量达90%的长石精矿,SiO_2含量达93.71%、石英矿物含量达85%的石英精矿,以及云母矿物含量达90%的云母精矿。石英精矿、长石精矿、云母精矿品质均满足工业应用要求。探索了一条实现栗木锡矿非金属矿物绿色、高效资源化利用的途径。  相似文献   

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