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相似文献
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1.
碱煅烧法提纯石墨的试验研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
本文介绍了对攀西地区片麻岩型鳞片石墨进行碱煅烧法提纯的研究。探讨了碱煅烧法提纯过程中包括NaOH药剂用量、煅烧温度、煅烧时间、酸浸时间等的影响。经过碱煅烧法提纯,品位从原来的80.21%提高到97%以上。  相似文献   

2.
六偏磷酸钠提纯凹凸棒石的试验研究   总被引:2,自引:0,他引:2  
通过XRD手段分析了江苏省盱眙县凹凸棒石原矿(AT)的主要成分为凹凸棒石、伊利石、石英(或含蛋白石)等。用六偏磷酸钠作为凹凸棒石提纯的分散剂、采用搅拌、静置分层等步骤除去AT中的主要杂质。正交试验优化了提纯试验,考察了凹凸棒石矿浆浓度、搅拌时间、六偏磷酸钠用量对提纯凹凸棒石(PAT)膨胀容和平均粒径的影响。试验结果表明:凹凸棒石矿浆浓度为5%、搅拌时间60min、六偏磷酸钠用量2%时,PAT的膨胀容最大,凹凸棒石提纯效果最佳,经XRD分析和TEM评价,纯度大于92%。  相似文献   

3.
石墨是一种重要的战略资源,石墨提纯是石墨制品应用的前提和基础。以内蒙古某鳞片石墨矿的浮选精矿为原料,对其中的石英、云母和赤铁矿等主要杂质,采用碱酸法对其进行了提纯研究,考察了NaOH用量、焙烧温度和时间、HCl用量和酸浸时间等因素对提纯效果的影响。结果表明,碱酸法是天然石墨提纯的有效方法,其石墨精矿的含碳量由84.32%提高到99.51%。  相似文献   

4.
高纯累托石提纯试验研究   总被引:2,自引:0,他引:2  
目前 ,经粗选后的累托石粗精矿纯度只有 70 %左右 ,产品应用范围受限。本试验采用了不同的矿浆浓度、分散剂、分散方法和提纯工艺流程 ,进行高纯累脱石提纯试验。结果表明 ,采用复合分散剂、搅拌研磨分散等工艺 ,通过提纯可获得纯度 90 %以上的累托石粘土 ,其产率为 2 4.9%~ 2 9.4%。这为制备累托石纳米复合材料提供了高纯原料。  相似文献   

5.
本文对青海某地石英岩矿通过破碎、超细粉碎、分级、擦洗、磁选、酸洗等一系列提纯工艺进行了选矿和化学提纯试验研究。试验结果表明SiO2含量达到99.97%,杂质Fe2O3≤0.011%、Al2O3≤0.031%,达到高纯硅微粉的要求。  相似文献   

6.
海泡石是一种高比表面积黏土矿物,但天然产出的海泡石纯度较低。采用擦洗-离心分离法对海泡石原料进行选矿提纯,通过XRD、zeta电位、粒度分布、悬浮液稳定性分析、吸附罗丹明B等检测手段对提纯海泡石进行表征与机理分析。结果表明,原矿品位为56.0%的海泡石经选矿提纯后精矿品位为89.2%,产率为47.30%,回收率为75.34%。精选提纯原理是海泡石与杂质矿物首先解离且被稳定分散,然后在层流离心力场中分离。  相似文献   

7.
采用擦洗分散-离心沉降的方法对山东临沂某含蒙脱石火山岩进行了选矿提纯试验研究,采用吸蓝量、化学成分分析、XRD等评价方法考察了分散剂用量、离心分离因数、离心时间等因素对选矿提纯效果的影响。结果表明:在提纯条件为六偏磷酸钠用量0.4%,离心因数9.05,离心时间3 min下,选矿得到的离心溢流产物主要矿物成分为蒙脱石,蒙脱石含量由原矿的40.90%提高到76.79%,吸蓝量由原矿的19.62 g/100g提高到36.84 g/100g。  相似文献   

8.
凹凸棒石黏土的酸洗提纯工艺研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
实验以凹凸棒石黏土为主要原料,研究制定了凹凸棒石黏土的提纯工艺.分析了提纯过程中主要影响因素对提纯效果的影响,确定了凹凸棒石黏土提纯的最佳工艺参数.用FT-IR、EDX等现代测试手段对材料进行了表征,同时对凹凸棒石黏土提纯前后的表面性质进行了研究探讨.结果表明:由于煅烧后凹凸棒石黏土的比表面积会发生下降,没有采取煅烧的处理手段;通过正交实验最后确定凹凸棒石酸洗的工艺为:硫酸酸液浓度60%.酸洗时间2.5h,酸洗温度80℃,液固比5:1;凹凸棒石黏土经适当的酸洗工艺提纯后可得到SiO2含量达76%以上的凹凸棒石精土.比表面积提高,杂质元素减少.  相似文献   

9.
信阳天然膨润土提纯试验研究   总被引:1,自引:1,他引:0  
根据信阳膨润土的特性,采用湿法对其进行提纯。分别考察了六偏磷酸钠用量、液固比、沉降时间、搅拌时间对提纯效果的影响,并用吸蓝(MB)法和X-射线衍射对提纯效果进行检验。结果表明,信阳膨润土最佳提纯条件:分散剂用量0.125%、最佳液固比12、搅拌时间80min、沉降时间120min。膨润土的蒙脱石含量从61%提高到90%以上。  相似文献   

10.
本文针对新疆巴里坤膨润土原矿性质,试验研究以最大限度降低提纯成本为原则,经充分试验,最终采用原矿未经钠化提纯工艺路线,在2 000r/min转速条件下达到了离心分离效果,脱盐率达到了90%,提纯后蒙脱石含量由75%提高到93.7%的试验预期指标,提纯工艺简单,成本低廉,且节能。  相似文献   

11.
针对Cu品位0.91%、WO_3品位0.25%、Sn品位为0.21%的某含碳铜钨锡多金属矿,采用优先浮铜工艺流程,通过闭路试验获得了产率为3.22%,Cu品位为25.11%、Cu回收率为89.16%的铜精矿;浮铜尾矿采用浮选脱硫-重选-强磁分离工艺流程回收锡、钨矿物,获得了WO_3品位为46.05%、Sn含量为3.80%、WO_3回收率为42.46%的黑钨精矿和Sn品位为58.03%、WO_3含量为6.25%、Sn回收率为42.07%的非磁精矿。与现场生产指标相比,铜精矿Cu品位提高了8.11个百分点;WO_3综合回收率提高了5.49个百分点,Sn回收率提高了4.07个百分点。  相似文献   

12.
江西某钨矿石中伴生有锡、铜、锌,重选富集钨、锡、铜、锌,混合精矿经浮选获得含铜锌的综合硫化矿,经球磨机-螺旋分级机闭路磨矿至-200目占为43.72%,仅获得铜品位为18.92%、含锌4.29%、铜回收率为96.77%的铜精矿和锌品位为33.17%、含铜2.79%、锌回收率为21.97%的锌精矿,铜锌浮选分离回收效果很不理想,这主要与铜锌矿物单体解离程度较低有关。为了解决铜锌矿物的单体解离问题,在现场探索试验和铜锌矿物单体解离程度较低原因分析的基础上,采用高频振动细筛替代螺旋分级机,在高频振动细筛筛孔宽为0.125 mm的情况下,浮选给矿-200目含量达70.58%,铜精矿铜品位达25.46%、含锌降至2.51%、铜回收率达98.28%,锌精矿锌品位达45.50%、含铜降至0.82%、锌回收率达57.43%,铜精矿品级由四级品提高到二级品,铜回收率也提高了1.51个百分点;锌精矿由原来的不合格品提至七级品,锌回收提高了35.46个百分点,生产指标改善非常显著,企业经济效益和环境效益均得到较大提升。  相似文献   

13.
李刚 《金属矿山》2019,48(7):172-176
水厂铁矿采用CT-0812型永磁磁力滚筒对TFe品位为23.80%的细碎产品进行干式预选,TFe品位仅提高2.10个百分点,抛尾产率仅为11.32%,尾矿mFe品位达2.38%,干式预选效果不理想。为改善预选效果进行了不同新型干选机预选效果对比试验,对预选效果较好的新型干选机进行了现场工艺参数条件试验,并对新老干选机的工业生产指标进行了对比。结果表明:①在实验室条件下,TFe品位为21.45%的水厂铁矿细碎产品,XDG65-50型多级吸出-吸住联合干式预选机可抛出产率达16.63%、TFe品位为6.16%、mFe品位为1.63%的尾矿; CTX0812型旋转磁场干式磁选机可抛出产率达39.83%、TFe品位为5.45%、mFe品位为1.02%的尾矿,预选效果较理想。②在现场工业试验参数范围内,CTX0812型旋转磁场干式磁选机对磁系运转频率和分料板位置不敏感,但对给料皮带运行速度较敏感,皮带运行速度提高,尾矿TFe品位和mFe品位呈先慢后快的上升趋势;在磁系运转频率为70 Hz,皮带运行速度为3.2 m/s,分料板距滚筒中心水平距离为300 mm情况下处理TFe品位为22.95%的给矿,可获得TFe品位为26.93%的干式预选精矿,抛尾产率达19.60%,尾矿mFe品位为2.05%。③在给矿品位相当、干选机工艺参数均最佳的情况下,CTX0812型旋转磁场干式磁选机可抛出产率达18.78%、TFe品位为6.87%、mFe品位为2.06%的尾矿,精矿TFe品位达28.69%,提高幅度达4.02个百分点;CT-0812型永磁磁力滚筒可抛出产率为14.21%、TFe品位为7.45%、mFe品位为2.58%的尾矿,精矿Fe品位仅为26.95%,提高幅度仅为2.25个百分点。④CTX0812型旋转磁场干式磁选机通过高频次的磁翻转和磁搅动以及高磁场强度,能实现磁性物料和非(弱)磁性颗粒的高效分离,适合用于水厂铁矿细碎产品的高效干式预选抛废。  相似文献   

14.
云南河口铜矿石含Cu 0.59%、S 4.57%、Fe 26.98%,属伴生硫铁的低品位硫化铜矿石,铜、硫、铁在矿石中分别主要以黄铜矿、黄铁矿、磁铁矿形式存在,但有少部分黄铜矿与黄铁矿形成固熔体。采用铜硫混合浮选—铜硫分离浮选—浮选尾矿弱磁选工艺对该矿石进行综合回收铜、硫、铁的选矿试验,得到了铜品位为18.03%、铜回收率为93.07%的铜精矿,硫品位为52.02%、硫回收率为56.34%的硫精矿和铁品位为61.90%、铁回收率为27.38%的铁精矿,从而为该矿石的合理开发利用提供了技术依据。  相似文献   

15.
对于微细弱磁铁精矿,分别采用磁选、反浮选和摇床重选进行精选.结果表明,用LMC脉冲振动磁场磁选机可较大幅度提高磁铁精矿品位,降低SiO2品位.当给矿为Fe品位54.41%的弱磁铁精矿时,利用该设备进行一粗一精选别,可得到Fe品位60.12%、SiO2品位3.87%的铁精矿,铁回收率85.11%.  相似文献   

16.
组合捕收剂强化红柱石浮选回收试验研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
对Al2O3品位为25.05%、 SiO2品位为57.10%、TFe品位为6.50%的某红柱石矿进行了试验研究。结果表明,采用组合捕收剂石油磺酸钠和十二烷基硫酸钠强化对红柱石的捕收,能够显著提高红柱石回收率。闭路试验能够得到Al2O3品位为56.29%,Al2O3回收率为28.35%的红柱石精矿。  相似文献   

17.
利用浮选柱进行白钨精选的探索性试验研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
利用小型浮选柱进行白钨精选的探索试验,在粗精矿品位1.2%左右的情况下,获得了精矿品位41.25%、回收率81.24%的指标,与精选采用BF型浮选机的选厂相比,精矿品位提高近10%。  相似文献   

18.
含黄铁矿15.59%,金0.29 g/t、银8.28 g/t的锡铁山铅锌矿浮选尾矿具有综合回收利用价值。尾矿再选试验研究表明,在磨矿细度为-0.074 mm占70%,经过一次粗选,可获得含硫42.73%、回收率86.56%,含金1.01 g/t、回收率85.85%,含银31.91 g/t、回收率82.59%的混合粗精矿。该研究对资源综合利用具有较大的理论和现实意义。  相似文献   

19.
青海某铅锌硫化矿石选矿厂采用中性介质下优先浮铅-锌硫混浮-锌硫分离工艺流程处理矿石,导致生产不够稳定,选矿指标不理想。为解决此问题,采用中性介质下优先选铅-碱性介质下优先选锌-硫酸调浆再选硫的原则流程进行了选矿试验。结果表明:矿石在磨矿细度为-0.074 mm占55%的情况下,采用1粗2精1扫选铅、1粗2精1扫选锌、1次浮选选硫流程处理矿石,获得了铅品位为70.72%、含锌2.14%、含硫19.98%、含金1.92 g/t、含银1 322.45 g/t,铅回收率为91.78%、金回收率为14.28%、银回收率为76.29%的铅精矿;锌品位为48.86%、含铅0.26%、含硫32.67%,锌回收率为97.88%的锌精矿;硫品位为47.44%、含金0.67 g/t、含铅0.11%、含锌0.17%,硫回收率为64.14%、金回收率为80.86%的硫精矿。新工艺流程更简洁,生产更稳定顺畅,电耗和药剂成本均有所下降,在铅、锌精矿质量指标相当的情况下,铅、锌回收率分别提高了0.50和4.32个百分点,伴生金银和硫精矿指标也得到了改善。  相似文献   

20.
云南某低品位难选铁锡矿中铁、锡品位分别为30.91%和0.23%,主要回收矿物为磁铁矿和锡石。为充分回收矿石中的有价组分,依据原矿性质,确定采用磁选选铁—浮选选硫—脱泥—锡石选别(重选+浮选)的工艺流程进行选矿试验研究。原矿经过1粗1精两段磁选可以获得铁品位60.69%、铁回收率78.63%的弱磁精矿。弱磁尾矿经过1粗1精2扫选硫后,选硫尾矿中硫品位降至0.46%,硫精矿锡作业回收率仅为6.88%。将浮硫尾矿筛分为+0.043 mm和-0.043 mm粒级样,+0.043 mm粒级样通过摇床能获得锡品位6.48%、锡作业回收率52.54%的摇床精矿产品; -0.043 mm粒级样经水析脱除-0.01 mm细泥后,以水杨羟肟酸+GZ为锡石捕收剂,2号油为起泡剂,闭路浮选最终可获得锡品位5.69%、锡作业回收率70.23%的锡精矿产品,尾矿中锡品位降至0.12%。全流程试验最终获得铁品位60.69%、铁回收率78.63%的磁铁精矿,锡品位5.92%、锡回收率31.93%的锡精矿,总尾矿中锡品位降至0.14%,实现了该铁锡矿资源的综合回收。  相似文献   

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