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1.
《矿冶》2015,(Z1)
采用光学显微镜、X射线衍射分析、电子探针分析以及工艺矿物学参数自动定量分析测试系统Mineral Liberation Analyser(MLA)对江西某复杂铌钇矿石中主要含铌矿物进行了详细的工艺矿物学研究,结果表明,矿石中主要含铌矿物种类较多、嵌布粒度细、嵌布关系复杂,主要含铌矿物为褐钇铌矿、复稀金矿、铌铁金红石,这些矿物嵌布粒度极细,褐钇铌矿、复稀金矿和铌铁金红石的小于0.01 mm难选粒级分别为66.04%、52.13%、55.80%,单体解离十分困难,含铌矿物常与矿石中的稀土矿物、锆石、磁铁矿等矿物相互呈浸染分布,类质同象现象严重。选矿试验研究结果表明,含铌矿物单体解离度过低是影响含铌精矿品位的主要原因。 相似文献
2.
采用化学分析、偏光显微镜、扫描电镜、能谱仪等手段对白云鄂博东矿霓石型矿石中铌分布规律进行研究。研究结果表明,矿石中含铌矿物主要是黄绿石、铌铁矿、铌铁金红石、易解石、褐钇铌矿和包头矿;铌元素在矿物中分布率分别为黄绿石46.89%、铌铁金红石11.46%、褐钇铌矿5.89%、易解石4.57%、铌铁矿3.91%和包头矿2.35%;铌矿物嵌布粒度细;铌矿物与稀土矿物、铁矿物、霓石和闪石等脉石矿物嵌布关系密切。矿物粒度细、矿物种类多、矿物之间嵌布关系复杂是后期分选难题。 相似文献
3.
为开发利用甘肃某微细粒极难选铁矿石,采用化学成分分析、铁物相
分析、能谱分析、光学显微镜、扫描
电镜等方法对其进行工艺矿物学研究。 结果表明,矿石 TFe 品位为 32.
70%,铁主要以磁铁矿形式存在,其次为褐铁
矿和菱铁矿,有害元素 S、P 含量分别为 0. 21%和 0. 28%;脉石矿物主要
为角闪石和石英,少量黏土矿物、磷灰石。 矿
石主要构造为块状构造和层状构造,主要结构为浸染状结构、粒状结构、针
状结构、纤维状结构及斑状结构等。 矿石中
磁铁矿主要呈自形、半自形细粒浸染状嵌布于脉石矿物中,褐铁矿主要呈针
状、纤维状及不规则细粒状与脉石矿物共
生嵌布,菱铁矿主要呈不规则粒状集合体与石英、磁铁矿共生嵌布;3 种铁
矿物嵌布粒度极细,-0. 040 mm 粒级分布率
分别为 94. 23%、85. 06%、66. 79%,-0. 015 mm 粒级分布率分别为 64.
53%、57. 56%、31. 50%,很难完全解离。 矿石在
磨至-0. 022 mm 占 90%时,磁铁矿、褐铁矿、菱铁矿的单体解离度分别为
67. 92%、70. 88%、84. 16%,欲使铁矿物充分
解离需进一步细磨。 依据工艺矿物学研究结果,推荐矿石采用“原矿阶段
磨矿—弱磁选—强磁选—反浮选”的选矿
工艺。 相似文献
4.
西澳某伴生钽铌锂辉石矿为伟晶岩型锂矿,矿石 Li2O 品位 1. 53%、Ta2O5 品位 0. 025%、Nb2O5 品位
0. 006%;脉石矿物主要为长石、辉石和石英。 为高效开发利用该矿石资源,进行了系统的浮选试验研究以及磁选、重
选试验研究。 确定采用弱磁选除铁—强磁选、重选联合回收钽铌—强磁选尾矿浮选回收锂辉石的选矿工艺。 试验结
果表明:原矿在磨矿细度-0. 076 mm 占 75%条件下,弱磁选除铁—强磁选回收钽铌工艺分选指标优于螺旋溜槽重选
工艺分选指标,强磁选精矿经摇床 1 次粗选、1 次精选获得 Ta2O5 品位 21. 35%、对原矿回收率 23. 03%的钽铌精矿;以
碳酸钠、氢氧化钠、氯化钙为浮选锂辉石调整剂,以改性脂肪酸类捕收剂 T-88 为浮选锂辉石捕收剂,对强磁选尾矿进
行锂辉石浮选试验,经 1 次粗选、2 次精选、1 次扫选、1 次中矿再选锂,获得 Li2O 品位 5. 60%、对原矿回收率 76. 13%
的锂辉石精矿,实现了矿石中锂辉石与钽铌矿物的有效回收。 试验结果为该类型矿石的工业开发奠定了基础。 相似文献
5.
6.
含赤铁矿的矿石,有用脂肪酸或磺酸为捕收剂的铁矿物浮选及用脂肪酸或胺为捕收剂的硅石浮选。含磁铁矿的矿石,有时用脂肪酸或胺对其磁选精矿进行脱硅浮选以提高精矿品位。以下仅就工作中遇到的问题略述一二。 1.赤铁矿石的硅石浮选某矿部分矿石为含磁铁矿、赤铁矿、褐 相似文献
7.
关宝山铁矿石铁品位30.82%,硫、磷含量较低。主要金属矿物为磁铁矿、赤(褐)铁矿、针铁矿、菱铁矿等,脉石矿物以石英为主。铁主要以赤(褐)铁矿、磁铁矿的形式存在,合计占总铁的65.77%。矿石矿物结构主要为区域变质过程形成的各种不等粒状变晶结构及包含结构,构造以细条带(纹)状构造为主。主要目的矿物磁铁矿和赤铁矿多呈稠密浸染状和团块状分布在脉石中,两者形成不混溶的连晶,嵌布粒度微细,单体解离较难,且针铁矿与磁铁矿、赤铁矿嵌布关系较密切,影响铁的回收。矿石适宜通过粗磨磁选抛尾—再磨磁选回收磁铁矿—浮选回收赤铁矿工艺进行铁的回收,通过细磨实现有用矿物的单体解离是提高铁回收率的关键。矿石工艺矿物学分析结果对于查明矿石性质、改进选矿工艺流程、提高关宝山铁矿选矿厂选别指标具有积极作用。 相似文献
8.
甘肃某稀土矿石REO含量为192%,主要稀土矿物羟硅钙铈石、直氟碳钙铈矿、氟碳钙铈矿的嵌布粒度较细,REO含量加权平均值为5488%,即稀土精矿的理论REO品位为5488%。为确定该矿石的开发利用工艺,进行了选矿试验研究。结果表明:强磁选和重选均不适合该矿石的预先抛尾;矿石采用粗磨—浮选—再磨—强磁选流程处理,可获得REO品位为2389%、回收率6470%的稀土精矿,稀土次精矿REO品位为532%、回收率1162%,稀土总回收率为7632%。该稀土精矿品位不高,后续需进一步开展提质降杂试验. 相似文献
9.
青海省某铜钼硫化矿石为低品位铜、钼混合矿石,铜、钼品位分别为 0. 30%、0. 041%。 矿石中铜、钼矿物
嵌布粒度粗细不均匀,主要钼矿物为辉钼矿,辉钼矿嵌布粒度微细,-0. 02 mm 粒级占有率为 34. 97%,石英等硅酸盐
类脉石矿物包裹了部分辉钼矿,钼矿物与铜矿物及脉石矿物密切共生。 采用铜钼混合浮选—铜钼分离浮选—钼粗精
矿再磨再选的工艺流程,进行了磨矿细度、再磨细度以及浮选药剂用量的试验研究。 结果表明,在磨矿细度为-0. 074
mm 占 70%时,以石灰为抑制剂、水玻璃为分散剂、柴油和 Z-200 为捕收剂,经 1 粗 2 精 1 扫铜钼混合浮选,混合浮选精
矿以硫化钠和巯基乙酸钠为抑制剂、柴油为捕收剂进行铜钼分离粗选,钼粗精矿再磨至-0. 037 mm 占 60%,经 5 次钼
精选,铜粗精矿经 1 次扫选,闭路试验获得了钼品位为 40. 75%、钼回收率为 44. 24%的钼精矿以及铜品位为 16. 38%、
铜回收率为 79. 96%的铜精矿,较好地实现了铜钼资源的有效回收。 相似文献
10.
河南某难选赤褐铁矿石铁品位达4038%,主要脉石成分SiO2含量为1563%,有害元素硫、磷含量均不高;矿石中的铁主要是赤褐铁,其次是硅酸铁、硫化铁,磁性铁含量很低。为探索该矿石可能的开发利用工艺,进行了多种选矿工艺研究。结果表明:直接正浮选、直接反浮选、焙烧—弱磁选工艺均不能有效提高精矿铁品位;矿石采用焙烧—磨矿—弱磁选工艺处理,在矿样与焦炭粒度均为-2 mm,质量比为100∶4,800 ℃焙烧60 min,焙砂磨选细度为-0074 mm占90%,弱磁选磁场强度为4538 kA/m的情况下,可获得铁品位为5584%、回收率为8922%的铁精矿;该精矿经再磨—弱磁精选,在再磨细度为-0074 mm为98%,弱磁精选磁场强度为3404 kA/m的情况下,可获得铁品位为5637%、回收率为8893%的铁精矿。 相似文献
11.
为开发利用山东某低品位铁矿石,采用化学成分分析、铁物相分析、光学显微镜等方法对其进行工艺矿
物学研究。 结果表明,矿石 TFe 品位为 27. 18%,铁主要以磁铁矿形式存在,其次为硅酸铁;有害元素 S 和 P 含量较低;
主要脉石矿物为石英、角闪石和云母。 矿石结构主要有粒状结构、浸染状结构、交代结构等。 矿石主要有块状构造、层
状构造、条带状构造和网脉状构造。 磁铁矿主要呈自形、半自形粒状嵌布于脉石中,结晶粒度较细,-0. 07 mm 粒级分
布率为 65. 07%。 石英主要呈粒状集合体分布,结晶粒度较粗,+0. 07 mm 粒级分布率为 62. 33%;其他脉石矿物角闪
石、云母的结晶粒度也较粗,+0. 07 mm 粒级分布率为 67. 51%。 当一段磨矿-0. 076 mm 粒级含量为 85%时,磁铁矿的
解离度仅为 76. 25%,需进行二段磨矿。 基于矿石的工艺矿物学分析结果,结合当前低品位铁矿石选别技术的发展现
状,推荐选矿工艺流程为“常规破碎—干式磁选—高压辊磨—湿式磁选预选—两段阶段磨矿—弱磁选—磁选柱精
选—中矿再磨再选”。 相似文献
12.
从工艺矿物学角度出发,查明了四川某铌钽矿中Nb2O5的品位为0.065%,Ta2O5为0.0034%。铌主要赋存在烧绿石中,部分分布在褐钇铌矿中,少量分布在铌锰矿、铌钙矿、铈铌钙钛矿等矿物中;钽主要赋存在烧绿石等含铌矿物中。重要矿物烧绿石的粒度以细粒为主,其中-74μm占77.43%。研究表明,该矿铌钽品位较低,赋存状态多样,嵌布粒度细,属于低品位难选矿石。 相似文献
13.
对某细粒铁矿石开展了磁选-选择性絮凝脱泥试验研究。结果表明, 矿石中磁铁矿为中细粒嵌布, 赤铁矿为微细粒嵌布, 二者嵌连关系紧密; 采用磨矿-强磁选, 可脱除TFe品位7.57%、产率49.40%的尾矿; 将磁选精矿细磨至-0.037 mm粒级含量98.64%, 在矿浆pH值11.6、矿浆浓度34.6%、腐殖酸钠用量0.5 g/L条件下进行四段选择性絮凝脱泥, 可脱除TFe品位12.20%、作业产率31.20%的矿泥。通过磁选-选择性絮凝脱泥大幅提高了反浮选的入选品位、降低了矿石处理量。 相似文献
14.
《现代矿业》2015,(10)
某羟硅铍石矿石Be O品位为0.099%,铍主要以羟硅铍石的形式存在,嵌布粒度细,脉石矿物以绢云母、白云母为主。为回收利用其中的铍,采用浮选—湿法冶金浸出工艺流程对其进行选冶试验研究。在浮选条件试验确定的最佳磨矿细度为-0.045 mm占80%,活化剂氟化钠+六偏磷酸钠、捕收剂油酸+ZF1在最佳用量下,固定矿浆温度为30℃,进行1粗4精1扫浮选闭路试验,可获得Be O品位为2.40%、回收率80.37%的铍精矿;以浮选铍精矿进行湿法冶金浸出试验,在硫酸用量300 kg/t、ZX2用量160 g/t,常温浸出4 h,浸出率为96.21%,最终萃取-反萃取的平均萃取率为98.73%、反萃取率为98.12%,可获得合格的氢氧化铍产品。该羟硅铍石矿石铍的浮选富集和湿法冶金提铍结果可为该矿石的开发利用提供技术依据。 相似文献
15.
采用MLA结合显微镜鉴定、单矿物提纯、化学分析等研究方法,对某复杂铌稀土矿石进行详细的工艺矿物学研究,包括矿石的矿物组成、各主要矿物的嵌布粒度、解离度和嵌布状态,有价元素在矿石中的赋存状态等,并在此基础上进行可选性分析,以期为这类复杂稀土稀有金属矿产资源的开发利用提供参考和依据.矿石中的有价矿物为稀土矿物、磷灰石和铌矿物,其中稀土矿物以独居石、直氟碳钙铈矿和胶态相稀土为主,铌矿物主要是易解石和铌铁矿.矿石中铌、稀土矿物嵌布粒度细,与磷灰石、褐铁矿连生关系复杂,解离度较低,预计采用单一磁选或者浮选方法难以将铌、稀土矿物与磷灰石或褐铁矿进行有效的分离.而磷灰石的嵌布粒度较粗,解离性好;磷灰石单矿物中含稀土REO 1.28%,且可浮性优于独居石和直氟碳钙铈矿.因此建议采用物理选矿方法获得稀土-磷混合精矿,再结合冶金方法处理回收稀土及磷. 相似文献
16.
辽宁某深部铁矿石工艺矿物学特性研究 总被引:1,自引:0,他引:1
辽宁某地发现大型深部铁矿体,为了开发利用该矿体,对其进行了工艺矿物学研究。结果表明,矿石中主要含铁矿物为赤铁矿,少量磁铁矿、镁铁矿,微量黄铁矿;铁主要赋存于赤铁矿和磁铁矿中,为选矿回收的主体矿物。赤铁矿矿物含量为32.86%,平均含铁品位69.80%;磁铁矿矿物含量为7.12%,平均含铁品位70.53%,由此计算得铁精矿的理论品位应该达到69.13%,理论回收率为98.19%。赤铁矿主要以自形、半自形晶粒状赋存于石英、白云石等脉石矿物中;磁铁矿常以微细粒形式包裹在赤铁矿中,呈交代残余结构,提高了赤铁矿磁性,这有利于赤铁矿磁选回收。赤铁矿嵌布粒度一般为0.02~1 mm,但大于0.5 mm的赤铁矿很少,大多数赤铁矿粒度小于0.1 mm。磁铁矿粒度一般在0.1 mm以下,大多数集中在0.02~0.05 mm之间。 相似文献
17.
钛磁铁矿对钛铁矿浮选的影响 总被引:4,自引:0,他引:4
钛磁铁矿对钛铁矿的浮选会产生非常不利的影响。单矿物研究结果表明:钛磁铁矿具有比钛铁矿更好的可浮性,浮选中会优先进入精矿,影响精矿品位,并增加药剂消耗;钛磁铁矿易产生磁团聚现象,造成机械夹带,包裹脉石的钛磁铁矿磁团聚体进入浮选精矿中会降低精矿品位和回收率。钒钛磁铁矿选铁尾矿实际矿样的试验结果表明:不除铁直接浮选钛时,精矿TiO2品位为44.02%,回收率为44.38%;而先经弱磁选除去钛磁铁矿后,采用相同的浮选流程和药剂制度,浮选精矿的TiO2品位提高到47.40%,回收率提高到52.64%。 相似文献
18.
分析了某低品位钾长石矿的主要矿物成分,K2O+Na2O含量为7.47%。针对该钾长石矿的性质,进行了单一磁选、脱泥-磁选、浮选、脱泥-磁选-浮选四个除铁流程试验,结果表明浮选法除铁效果较佳。试验首先采用阴离子捕收剂十二烷基磺酸钠和石油磺酸钠反浮选除去长石矿中细粒的含铁矿物,再经HF法用十二胺捕收剂对长石-石英进行分离,结果表明,可得产率43.57%、含Fe2O30.25%、K2O13.10%、Na2O0.21%、SiO266.77%的长石精矿和产率41.33%、含Fe2O30.18%、SiO297.66%的石英精矿。 相似文献
19.
20.
某难选金矿石金品位3.21 g/t,嵌布粒度较细,金主要赋存状态为单体金、裂隙金、包裹金,主要载金矿物为石英、黄铁矿、褐铁矿、长石。为回收利用矿石中的金,通过比较单一浮选、重选-浮选、重选-浮选-磁选3种工艺后,采用重选-浮选-磁选流程进行选矿试验。结果表明,在磨矿细度-0.074 mm 72%的条件下,原矿经重选-1粗2精2扫闭路浮选-磁选流程选别,可获得产率6.71%、金品位40.57 g/t、回收率85.12%的混合金精矿,可供确定选矿工艺流程参考。 金矿物|磨矿细度|重选|浮选|FY101 相似文献