某钼尾矿浮选回收钾长石试验研究

针对安徽某大型钼矿尾矿开展了尾矿资源综合利用试验研究。研究在尾矿性质的基础上确定了脱泥—强磁除铁—钾长石浮选的工艺流程。针对传统的长石-石英分离采用的氢氟酸工艺易引起剧毒和强腐蚀性的缺陷,研究开发出新型阴阳离子捕收剂在合适的配比条件下实现了长石与石英的有效分离。最终选矿指标:在钼尾矿含K_2O 4.89%的条件下,最终钾长石精矿含K_2O 10.24%,精矿中K_2O回收率为51.79%。     

某钾长石英岩型铌钽矿的综合利用研究

针对某钾长石英岩型铌钽稀有金属矿,进行了详尽的工艺矿物学研究,查明金属矿物主要是赤铁矿,钛铁矿等;脉石矿物主要为钾长石、石英、云母等。钽铌铁矿以微细粒状态存在,大部分包裹于赤铁矿中。根据矿石性质并从可经济利用角度考虑,采用"强磁-反浮回收赤铁矿"+"磁选尾矿脱泥-反浮回收钾长石"工艺流程,回收了其中的铌钽、钾长石、赤铁矿、石英等矿物,提高矿床利用的经济可行性,为矿床勘探评价与开发利用提供科学依据。采用"强磁-反浮选"流程处理TFe品位为5.70%的原矿,得到的赤铁矿精矿TFe品位为60.51%,Nb2O5品位1009.79 g·t-1,Ta2O5品位147.32 g·t-1,TFe回收率为70.03%,Nb2O5回收率23.53%,Ta2O5回收率35.79%。强磁选尾矿再经过"脱泥+反浮选"工艺流程获得了长石精矿,长石精矿中K2O品位12.18%、回收率为75.29%。长石精矿中杂质氧化铁和氧化钛含量小于0.2%,该长石精矿符合行业标准(JC/T859-2000)中的一等品等级。赤铁矿精矿符合炼钢用铁矿石质量要求二级品。铌钽在赤铁矿精矿中富集,达到了综合回收的目的。     

从某高硫铝土矿中浮选分离硫铝试验研究

山西某高硫铝土矿中硫质量分数达2.95%,采用浮选分离工艺得到铝土矿精矿和硫铁矿精矿。铝土矿精矿中,硫质量分数降至0.34%,Al2O3回收率为96.16%,满足后续氧化铝生产工艺要求;硫铁矿精矿中硫质量分数为45.83%,达到优等-Ⅱ级硫精矿质量标准。该工艺有效解决了高硫铝土矿硫、铝资源的综合回收问题。     

粗长石粉中回收锂云母的试验研究

粗长石粉是钾、钠、钙、钡等碱金属或碱土金属的铝硅酸盐矿物,其主要成分为SiO_2、Al_2O_3、K_2O、Na_2O、CaO等,是重要的造岩矿物之一。长石按其化学成分可以分为:钾长石(正长石)、钠长石(曹长石)、钙长石(灰长石)、钡长石(重土长石),长石粉主要成份为SiO_2、Al_2O_3、K_2O、Na_2O、CaO等。按照目数、白度及含铁量等参数的不同,分别用于制造陶瓷及搪瓷,玻璃原料,磨粒磨具等,粗长石粉中Li_2O为0.65%,具有较高的回收价值。根据试料性质,在优化条件试验的基础上,采用先磁后浮工艺流程开路和闭路试验,可提取相对较高品味的锂云母精矿和锂云母精矿,提高了粗长石的利用价值。     

俄罗斯某铜锌矿选矿试验研究

俄罗斯某铜锌矿含Cu 0.92%、Zn 3.51%,矿石中的次生硫化铜含量约占总铜的23.91%,在铜浮选作业时Zn难以抑制,影响了铜精矿的产品质量与锌精矿的回收率;试验采用铜锌混浮—分离工艺,针对混合精矿采用Na_2S脱药、(HN-2+ZnSO_4)进行铜锌分离,有效降低了精矿中的互含,确保了产品的质量和回收率,为该矿的合理开发提供了参考依据。     

四川某低品位磷矿石选矿工艺技术研究

针对四川某难选低品位磷矿开展试验研究,试验研究表明,采用自主研发的RZ-12正浮选捕收剂、RF-8反浮选捕收剂,在常温条件下,对该矿进行正-反浮选联合工艺选矿,得到磷精矿P2O5品位为30.52%,回收率为70.07%,同时将磷精矿中Mg O含量降低到1%以下,取得了良好的选矿指标。     

老挝某含碳含砷金矿石选冶联合工艺试验研究

针对老挝某含碳含砷金矿石性质,探索了炭浆浸出、原矿焙烧—焙砂浸出、浮选—浮选精矿焙烧—焙砂浸出、浮选碳精矿焙烧脱碳—生物氧化—浸出工艺。结果表明：相比其他3种工艺流程,该矿石适宜采用浮选—浮选精矿焙烧—焙砂浸出联合工艺处理,在试验条件下,获得的浮选精矿金回收率为95.16%,焙砂金浸出率为88.60%,全流程金总回收率为84.31%。     

选矿尾矿中的长石可选性试验研究

文章介绍了某选矿尾矿的工艺矿物学性质及可选性试验研究。根据试样性质,确定采用浮选除杂-长石、石英分离的工艺流程,获得了K2O品位为7.57%,Na2O含量为2.54%的长石精矿产品。     

乌拉嘎金矿西坑矿石选矿工艺试验研究

黑龙江乌拉嘎黄金矿业有限责任公司西坑矿石中金属硫化物及金矿物嵌布粒度均较细。选矿工艺试验结果表明:该矿石经原矿浮选—金精矿重选—重尾生物氧化—氰化浸出—锌粉置换提金工艺处理,金的选矿总回收率为80.09%,比现有工艺流程提高了26.45%;经原矿浮选—金精矿焙烧—焙砂氰化浸出—锌粉置换提金工艺处理,金的选矿总回收率为76.49%,比现有工艺流程提高了22.85%。这表明,金精矿须经氧化预处理,才能提高金的回收率。     

某中低品位镁硅质胶磷矿浮选试验研究

针对某中低品位镁硅质胶磷矿镁硅杂质含量大的特点,进行除镁降硅提质浮选试验研究.试验分别采用反正浮选、双反浮选工艺进行对比,结果表明,采用双反浮选工艺,先除镁再降硅,获得磷精矿P2O5品位32.90％,回收率86.55％,精矿中氧化镁含量1.50％,二氧化硅8.50％,铁0.49％.该工艺获得磷精矿产品指标达到了加工钙镁磷肥用磷一级品质量要求.     

选冶联合法从玻璃纤维工业浇注料中回收铂铑

采用选矿和冶金联合工艺从玻纤浇注料中回收铂和铑。首先采用重力选矿法使玻纤浇注料中90%⁹3%的铂铑得到初步富集分离,得到品位为60%93%的铂铑得到初步富集分离,得到品位为60%⁸0%的铂铑精矿和尾矿,低品位尾矿采用Na2O-Al2O3-SiO2低熔点渣系,通过铅熔炼捕集、吹炼除铅工艺产出铂铑富集物料,然后通过精炼得到合格的铂铑金属产品。结果表明,全流程铂和铑的回收率分别大于99%和98.5%。     

K和Na对白云鄂博铁精矿烧结连晶特性的影响

通过微型烧结试验,研究了氟的质量分数为0.5%时,不同K、Na含量对白云鄂博铁精矿烧结连晶特性的影响。结果表明,在氟含量较低时,烧结过程中不易生成低强度枪晶石,随着铁精矿中K、Na含量的增加,烧结矿中液相量和硅酸盐玻璃相增加,致使气孔分布不均匀,阻碍了赤铁矿连晶的发展,导致烧结矿连晶强度降低。     

某难选黑白钨共生矿试验研究

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%。     

钾长石的高压水化学法浸出

利用高温高压水化学法对钾长石中Al2O3，K2O的浸取和尾渣烧水泥的综合利用新工艺进行了试验研究，结果表明：K2O的浸出率可达80％以上，Al2O3的浸出率可达75％以上，而尾渣是硅酸盐水泥的良好原料。     

钾长石对CO还原铁氧化物过程还原膨胀性的影响

摘要：包钢巴润矿具有粒度细、品位高、价格低廉、适合球团生产等特点,但该矿是一种典型的高碱负荷磁铁矿,其中碱金属含量较高。以揭示含钾脉石对铁氧化物还原膨胀性的影响为出发点,采用分阶段还原法,通过在线检测的方法研究了不同天然钾长石添加量对CO的Fe2O3→Fe3O4,Fe3O4→FeO以及FeO→Fe分阶段还原过程试样的线膨胀率进行了检测,并对各阶段还原产物的物相组成和显微结构采用XRD和SEM进行了分析。结果表明,试样在氧化焙烧过程中,天然钾长石中的钾长石熔化后形成玻璃相,SiO2以石英的形式析出。试样中天然钾长石质量分数从0增加到12%,在Fe2O3→Fe3O4还原阶段,其线性膨胀率从2.19%下降到2.11%,试样在焙烧过程中钾长石形成的渣相对Fe2O3还原膨胀性起到抑制作用;在Fe3O4→FeO还原阶段,其线性膨胀率从-0.51%增加到0.46%,钾长石引起Fe3O4晶格畸变,造成Fe3O4还原膨胀加剧;在FeO→Fe还原阶段,其线性膨胀率从-6.26%增加到-1.68%,天然钾长石中的SiO2与FeO结合形成铁橄榄石对FeO还原过程的铁相收缩起到抑制作用。因此,钾长石主要对CO还原Fe2O3的第Ⅰ和第Ⅱ阶段作用明显,SiO2主要对还原第Ⅲ阶段产生影响。     

综合回收选铜尾矿中有价元素的研究

某选铜尾矿含铁、硫等有价元素,磁选法选铁时,铁精矿品位只有60%左右、含硫大于2%、含硅13.67%,为不合格产品。通过研究,制定了浮选脱硫-弱磁选铁-反浮选降硅的选别工艺,可得到铁品位66.82%、回收率82.73%的铁精矿和硫品位36.42%、回收率87.89%的硫精矿。     

K��Na�԰��ƶ����������ս�Һ���������Ե�Ӱ��

Liquid phase fluidity of sinter produced by Baiyunebo iron ore concentrates with different content of K and Na when the content of F is 0. 5% was investigated by using mini-sintering test device and Factsage software. The result shows that the K2O and Na2O highly enrich in the sinter liquid phase, the content of CaF2 reduces correspondingly and the liquid phase viscosity changes less with the increasing content of K and Na. As the liquid phase content grows, the liquid phase fluidity index increase.     

某氰化尾渣综合回收铜铅选矿试验研究

采用混合浮选工艺对氰化尾渣中铜、铅进行了综合回收。试验结果表明:采用石灰作为调整剂、硫酸铜作为活化剂、丁基黄药+丁铵黑药作为捕收剂,在一次粗选、两次扫选、四次精选混合浮选闭路工艺流程下,可获得铜、铅、金、银品位分别为18.50%、9.67%、19.41 g/t和850.22 g/t,回收率分别为85.02%、58.38%、33.67%和69.19%的铜铅混合精矿。铜铅混合精矿采用浮铅抑铜工艺可获得铅品位为68.40%的铅精矿和铜品位为20.38%的铜精矿,试验指标较为理想,实现了二次资源的综合利用。     

含菱铁矿强磁精矿分选试验研究

某些铁矿山随着开采力度的加大,矿石中的菱铁矿含量逐步升高,生产实践表明,矿石中菱铁矿含量的升高对浮选工艺产生极大的影响,使得浮选指标呈下降趋势,严重影响生产指标。试验采用优先浮选菱铁矿-反浮选试验流程,以Na2CO3为优先浮选流程的调整剂,α-淀粉为抑制剂,Y-1为捕收剂,获得铁精矿品位65.67%,回收率60.32%的良好浮选指标。     

Beneficiation of low-grade feldspars using free jet flotation

The largest feldspar reserves of Turkey are located in the western part of the country. This region has albite reserves of as much as 400 million tons. The main impurities in these deposits are TiO 2 and Fe 2 O 3 bearing minerals with grain sizes of 30-500 microns. Beneficiation of low-grade feldspar ores by jet flotation was investigated by using jet flotation parameters including immersion depth of the nozzle, thicknesses of turbulence, and laminar zones. As a result of these tests, air volume flow was also calculated for a pilot scale free jet flotation unit. The results showed that an effective separation of TiO 2 and Fe 2 O 3 bearing minerals by jet flotation could be accomplished through careful optimization of the parameters.