沂水县汞丹山绢云母石英片岩矿床地质特征及综合利用前景

汞丹山绢云母石英片岩矿床矿石中主要矿物成分为石英（70％－75％）、绢云母（20％－25％）。选矿试验表明：石英、绢云母矿物极易分离；经中磁选矿，石英砂可达到优质玻璃原料要求。分选出的绢云母矿物价值高。原矿主要化学成分含量极适合作陶瓷原料。烧成试验结果表明可作为高级卫生及建筑陶瓷原料，并具有节能、环保作用，该矿床综合开发利用潜力巨大。     

江西某低品位长石选矿试验研究

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。     

河南省金矿山尾矿非金属矿物资源化潜力分析

通过测试河南省代表性金矿山尾矿的矿物组成和化学成分,研究分析了金尾矿非金属矿物的资源潜力.研究表明:近一半尾矿库尾矿中石英平均含量超过50％,可考虑回收石英精矿;约64％尾矿库的尾矿石英、长石含量之和超过60％,可考虑回收石英、长石用以作为制备瓷砖原料;尾矿的绢(白)云母平均含量范围2％-26％、平均值11.4％,可考虑对其回收利用绢(白)云母;约71％尾矿库的尾矿化学成分能够满足制砖工业原料组成要求.     

黑龙江西部地区石英砂矿床地质特征及综合利用

黑龙江西部地区第三、四系河湖相石英砂矿,原砂品位只能达到玻璃硅质原料二类质量要求。经选矿后,精矿产率高,几乎全部可以综合利用,其中第三系石英砂精矿品位达到一类Ⅱ级品的工业要求,伴生的钾长石、高岭土精矿均能被工业利用,其石英砂,钾长石砂、高岭土三种矿物的综合产率达95％以上;第四系石英砂,最终精矿产率为80.82％,达到一类Ⅱ级品的工业要求,最终尾砂产率为19.18％,据其化学成分含量可作为水泥硅质原料使用。因此,开发利用资源的潜力很大。     

花岗岩的粉碎及云母的分离与利用

石英、长石是代表性的造岩矿物,同时具有广阔的用途,是重要的工业原料。石英作为玻璃、陶瓷、硅铁、铸造型砂的工业原料被大量消耗,而长石用作玻璃、陶瓷、水泥等的原料。近年来这些矿物,由于其需要量的增加及高品位矿床的减少,日本每年从国外进口量年年增加。     

从选钼尾矿中回收制钾肥长石选矿试验研究

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。     

湖南某钾钠长石矿选矿试验

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。     

金浮选尾矿提取石英试验研究

试验对金浮选尾矿进行了矿物学分析,根据结果对含石英75%、铁矿物3%的浮选尾矿进行了提取石英的探索性试验,经过方案比较确定了浮选尾矿磁选—脱泥—硫酸法浮选的流程,获得品位分别为63.06%的铁精矿和97.53%的石英精矿,回收率分别达到43.40%和70.54%;获得的石英精矿可达到玻璃及陶瓷原料三级品的质量标准,其中Al2O3含量为0.97%,Fe2O3含量为0.16%(TFe 0.11%),该工艺首次实现了非石英矿物回收提纯Si O2,并在新疆某金矿开始进行半工业试验,按照处理30万t的量计算,需投资3000万元,年获利841.95万元,只需不到4年即可收回成本。     

广西某地石英岩矿提纯试验研究

针对广西某石英岩矿进行矿物组成、嵌布特征及单矿物分析等工艺矿物学研究，结果表明，试样中石英矿物达到96.635%，杂质矿物种类多、含量少，主要为钾长石、绢云母、高岭石等;杂质矿物(高岭石、绢云母、钾长石)嵌布粒度均较细，多数杂质矿物与石英紧密连生，或呈细粒至微细粒包裹在石英中，导致石英单矿物SiO₂品位未达到高纯石英砂(SiO₂质量分数大于等于99.9%)要求，仅为99.73%。基于矿石特性，开展“磁-浮-酸浸”新工艺研究，最终可获得SiO₂品位为99.67%，杂质Fe₂O₃含量(质量分数)为0.011%、Al₂O₃含量为0.27%的石英精矿，满足QB/T 2196-1996《玻璃工业用石英砂的分级》五级晶质玻璃石英砂要求，达到JC/T 529-2000《平板玻璃用硅质原料》Ⅰ类优等品要求，接近JC/T 2314-2015《光伏玻璃用硅质原料》二级品需求。     

江西某钨锡重选尾矿综合回收石英和长石试验研究

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%。      

低品位石英矿浮选提纯的试验研究

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。     

某锂多金属矿锂钽铌短流程同步富集与分离试验研究

某锂多金属矿含有锂辉石、钽铌锰矿、云母和长石等资源,采用常规重磁浮流程长、工艺复杂、回收率低。本研究采用高效选择性耐低温捕收剂ML和高效捕收剂MT,开发了一种锂钽铌短流程同步浮选与分离工艺,并回收尾矿中的石英长石。在原矿品位Li2O 1.72%、Ta2O5 0.025%的条件下,获得锂精矿Li2O品位6.55%,回收率71.04%;高品位钽精矿Ta2O5品位18.03%,回收率33.40%;低品位钽精矿Ta2O5品位3.21%,回收率9.00%;以及含Li2O 2.07%的云母精矿和高白度石英长石产品。实现了该锂多金属矿的综合回收。     

某伟晶岩型锂辉石矿石中锂的高效回收试验

湖南某伟晶岩型锂辉石矿Li2O品位为1.35%,主要脉石矿物为石英和长石,次为绿泥石、高岭石等易泥化矿物。传统的“三碱两皂”法的锂辉石浮选工艺存在浮选药剂用量大、浮选时间长、浮选指标不佳、选矿回水难以直接回用的缺点。为实现该矿石中锂的高效回收利用,基于原矿性质,进行了选矿试验研究,最终确定采用脱泥—磁选—浮选工艺流程。在磨矿细度为-0.074 mm占66.55%的条件下,选取ZT为中性调整剂、ZB为组合捕收剂,浮选阶段经“1粗2精2扫”,最终获得Li2O品位6.05%、Li2O回收率79.77%、Fe2O3含量0.83%的锂精矿,有效实现了锂辉石中锂的高效回收,产品达到化工级-1产品的品质标准。     

河北某稀有多金属矿选矿试验研究

河北省某碱性长石花岗岩铷矿,稀有金属以铷为主,伴生有锂、铯、铌、钽。铷和铯以类质同象的形式赋存于钾长石和铁锂云母中,锂主要以铁锂云母形式存在。铌钽主要以独立矿物存在于铌钽铁矿中。采用"弱磁-强磁-浮选云母-长石石英分离"的联合选矿工艺流程,最终可获得Nb_2O_5品位3 241g/t、Ta_2O_5品位1 091g/t、Nb_2O_5回收率54.32%、Ta_2O_5回收率45.45%的铌钽铁精矿。Rb_2O品位11 941g/t、Li_2O品位25 220g/t、Cs_2O品位2 265g/t、Rb_2O回收率28.51%、Li_2O回收率75.89%、Cs_2O回收率54.77%的云母精矿。Rb_2O品位2 276g/t、Rb_2O回收率54.58%的长石精矿以及SiO_2品位98%以上的石英精矿。回收铷等稀有金属矿的同时,云母、长石、石英亦得到了分选回收与综合利用。     

河南某铌钽铍稀有多金属综合利用研究

某花岗伟晶岩铌钽铍矿原矿矿物组成较为复杂，金属矿物含量很低，主要为钽铌铁矿、电石气、绿柱石、锡石等，非金属矿物主要为斜长石、石英、白云母、钾长石等。对其进行了综合利用实验研究，原矿通过“强磁选+摇床”工艺流程最终可以得到铌和钽品位分别为41.21%和12.44%、回收率分别为33.81%和31.80%的铌钽精矿；B2O3品位和回收率分别为9.10%和75.85%的电气石精矿；Sn品位和回收率分别为68.85%和72.57%的锡石精矿；有一部分大片云母矿物含量为91.26%的云母精矿。摇床中精矿再经过浮选工艺流程可以得到BeO品位和回收率分别为4.6%和83.20%的绿柱石精矿；云母矿物含量为93.55%的云母精矿；Na2O品位和回收率分别为9.36%和81.85%的长石精矿；SiO2品位和回收率分别为89.22%和49.87%的石英精矿。通过合适的联合工艺流程，实现了对该矿产资源中铌钽矿、绿柱石、电气石、锡石、云母、长石和石英的综合回收。     

赣南某半风化型低品质钾长石选矿试验研究

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)。     

某难选铷矿石选矿预富集试验

我国西部某大型铷矿床资源储量约10万t,矿石中的铷呈分散状态赋存在钾长石及铁锂云母中,主要脉石矿物钠长石和石英不含铷。根据铁锂云母有弱磁性、钾长石的可浮性与石英相差较大的特点,以强磁选富集矿石中的含铷矿物铁锂云母、浮选富集矿石中的含铷矿物钾长石的磁浮联合流程进行了铷预富集试验。结果表明,Rb2O含量为0.13%的矿石在磨矿细度为-0.074 mm占65%的情况下,以PL为石英等硅酸盐矿物的强抑制剂、EZ+十二胺为长石类矿物的捕收剂,经1次强磁选,1粗1扫2精、中矿合并再选的浮选流程处理,获得了Rb2O品位为0.39%、回收率为69.91%的铷精矿。     

内蒙古某金矿阶段磨矿—阶段浮选试验研究

内蒙古某金矿山原矿金品位为2.83 g/t,其中金银矿物嵌布粒度细且与脉石矿物连生紧密,不利于单体解离。为了进一步实现金矿的高效富集,在工艺矿物学研究基础上确定了阶段磨矿—阶段浮选工艺流程,并进行了详细的浮选试验。结果表明:（1）矿石中含有少量银金矿和碲银矿,主要载金矿物为黄铁矿和磁黄铁矿,其中黄铁矿中金含量为62.20 g/t,占矿石中金总量的41.61%,磁黄铁矿中金含量为32.30 g/t,占矿石中金总量的23.77%,脉石矿物以石英、绿帘石、绿泥石、长石和云母等矿物为主。（2）以"丁基黄药+丁铵黑药"为主要捕收剂,5460为辅助捕收剂,在一段磨矿细度为-0.074 mm占90%、二段磨矿细度为-0.038 mm占75%的条件下,采用两次粗选三次精选两次扫选、中矿顺序返回的闭路工艺流程,获得了金品位38.00 g/t、回收率80.06%的精矿产品,较原浮选流程中金矿品位提高13.8%个百分点,回收率提高6.75个百分点,有效实现了金矿的富集。      

某细粒难选铜（钼）矿石浮选试验

为高效开发利用黑龙江某细粒难选铜（钼）矿石资源，在工艺矿物学研究的基础上进行了选矿试验。结果表明，矿石中的有用元素为铜、钼，主要铜矿物为黄铜矿，其次是斑铜矿；主要钼矿物为辉钼矿；主要脉石矿物为长石、石英；矿石在磨矿细度为-0074 mm占75%，粗精矿再磨细度为-0038 mm占80%的条件下，采用1粗3扫3精闭路流程处理，获得了铜品位达2277%、含钼0436%、铜回收率达8977%、钼回收率达7819%的铜钼混合精矿。     

某锂辉石矿石重介质分选—浮选工艺优化研究

为了优化山东某锂辉石矿石选矿厂1 200 t/d重介质分选流程,以原浮选和重介分选数据为基础,结合破碎后的原矿浮沉试验结果,对重介质分选—浮选联合分选工艺进行了优化试验研究。试验结果表明,该锂辉石矿石采用重介质分选是可行的;原矿中主要有价矿物为锂辉石和钽铌锰矿,脉石矿物主要是石英、长石和云母等;新型NTMC500-350/400-T三产品重介质旋流器分选效果明显提升,在分选密度2.90 g/cm3、精矿Li₂O品位4.30%时,改进后的X型旋流器的精矿Li₂O回收率比Y型的约高7.00%;改进后的重介质分选工艺在第一段分选密度2.80 t/m3、第二段分选密度3.15 t/m3时,得到Li₂O品位5.20%的化工级锂精矿;将重介质中矿给入浮选流程再处理,重介质分选—浮选联合工艺最终得到精矿产率35.46%、Li₂O品位5.20%、Li₂O回收率83.43%的分选指标。该工艺减少了浮选工艺入磨矿量,降低了运行成本高和原矿损失率。