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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
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江西宜春地区钽铌锂选矿厂磁选作业排放的尾矿含Li_2O 1.51%、Ta_2O_5 0.031%、Nb_2O_5 0.027%及长石矿物等,具有较好的再回收利用价值。为综合回收尾矿中的有价资源,对其进行了矿石性质和选矿工艺研究。结果表明,采用"‘摇床+铺布溜槽’重选回收钽铌-浮选回收云母-磁选除杂回收长石"的"重-浮-磁"联合工艺,可获得含Ta_2O_5 21.14%、回收率40.92%的钽铌精矿,含Li_2O 4.32%、回收率71.41%的锂云母精矿,含TFe 0.09%、白度75.40%、产率为32.56%的长石精矿。试验指标良好,钽、铌、锂及长石等矿物均得到了较好的综合回收,具有良好的经济和环保效益,为现场工艺优化及同类资源的综合回收提供了有力技术支撑。 相似文献
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萤石与方解石具有类似的表面性质,即相同的活性钙质点,导致2种矿物在浮选过程中的分离十分困难。首次提出采用环保型水溶性膦酸盐乙二胺四亚甲基膦酸钠(EDTMPS)作抑制剂强化萤石与方解石的浮选分离,并开展了相关的浮选试验。研究结果表明,在矿浆pH值为7~9的条件下,EDTMPS可有效抑制方解石的上浮,而对萤石的浮选行为影响较小,人工混合矿浮选试验验证了采用EDTMPS作为抑制剂可实现方解石与萤石的分离。对EDTMPS抑制剂实现方解石与萤石分离的机理进行了研究分析,发现EDTMPS分子结构中的膦酸根离子与方解石表面的钙离子发生化学吸附,阻碍了油酸根离子的进一步吸附,相比较而言,EDTMPS在萤石表面的吸附极小,对其可浮性的影响很小。EDTMPS抑制剂可选择性抑制方解石,在方解石与萤石的浮选分离中具有广泛的应用前景。 相似文献
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离子型稀土矿性质复杂,稀土元素赋存状态特殊,特有的黏土矿物性质不利于稀土的化学溶浸,综合回收困难。为揭示离子型稀土矿化学溶浸影响机制,探寻溶浸过程优化调控措施,本文以江西龙南离子型稀土矿为研究对象,采用室内溶浸法模拟原地溶浸工艺过程,开展化学溶浸体系各因素的影响机制及其优化调控研究。结果表明浸出剂浓度越高、流速越快,稀土的浸出率越高,而原矿含水率过大、矿层高度过高均会影响稀土的浸出效率,进而降低稀土离子的浸出率和浸出母液浓度;采用正交试验法计算分析各因素的影响效应可得出各因素的交互影响关系,形成的较佳试验条件与单因素试验结果一致,当调控浸出剂浓度为4%、浸出剂用量180 mL、矿层高度211 mm,以及浸取剂流速为2 mL/min、顶水用量为20 mL、原矿含水率5%左右,可获得浸出率和稀土浓度均较高的浸出母液(浸出率97.87%、稀土浓度2.52 g/L)。通过调控稀土化学溶浸主因素,优化溶浸过程次因数的条件控制,可实现了离子型稀土矿的绿色高效提取,也丰富了稀土化学溶浸基础理论。 相似文献
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青海夏乌日塔多金属矿是近年来新发现的铜铅锌矿床,具有较好的开发利用价值。 为实现该铜铅锌资
源的高效开发利用,采用化学多元素分析、MLA 矿物自动定量分析等方法,进行了详细的工艺矿物学研究,并探究了
浮选原则工艺。 结果表明,试样受到一定程度的氧化,特别是铜氧化率较高。 矿石组成矿物种类繁多,主要回收的有
价金属为铜、铅、锌及伴生银,含量分别为 0. 43%、1. 64%、2. 65%和 49. 68 g / t。 铜、铅、锌、银赋存形式分别主要为黄铜
矿、方铅矿、闪锌矿和银黝铜矿,呈中-细粒嵌布特征。 黄铜矿呈不规则粒状、细小的乳滴状沿脉石矿物边缘或裂隙填
充;方铅矿呈交代侵蚀与交代残余结构、结状结构产出,呈星点状、脉状、条带状嵌布,少量呈蠕虫状嵌布;闪锌矿多呈
块状、结状、胶结结构产出,少量呈斑状、脉状、浸染状嵌布;银黝铜矿以不规则粒状、脉状沿脉石粒间填充。 铜铅锌矿
物嵌布粒度微细、单体解离度均较差,主要与石英、方解石及钠长石等脉石矿物连生。 此外,部分铜、锌矿物与铅矿物
连生,适当提高入选细度、设置粗精矿再磨作业有利于提高矿物分离效果。 针对矿石性质,提出了“铜铅锌优先浮选”
原则工艺流程,可以获得含铜 26. 90%、铅 4. 42%、锌 7. 03%、金 59. 41 g / t、银 2 980. 00 g / t,铜回收率 65. 22%、金回收
率 37. 31%、银回收率 63. 58%的铜精矿;含铅 51. 05%、铜 0. 82%、锌 7. 54%、金 11. 18 g / t、银 222. 00 g / t,铅回收率
85. 04%、金回收率 18. 15%、银回收率 12. 24%的铅精矿;含锌 50. 17%、铜 0. 60%、铅 1. 31%、金 4. 29 g / t、银 98. 11 g / t,
锌回收率 85. 01%的锌精矿。 研究成果可为该铜铅锌矿石的开发利用提供技术支撑。 相似文献
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江西某钨选矿厂所属钨细泥成分复杂,生产的钨精矿品位较低,无法直接利用。针对该钨细泥粒度微细,-0.038mm粒级WO3含量高达61.07%,粒度分布较宽,黑白钨共生的特点,研发了LL立式连续型离心选矿机,开发了"预先浮选脱硫—浮选预富集脱除粗粒脉石—立式连续型离心选矿机精选分离"浮选重选联合新工艺,并获得了WO3品位31.64%、回收率84.67%的钨精矿,实现了钨细泥的高效回收。自主研发的新型连续型离心选矿机对钨细泥具有良好的分选效果,可实现与浮选作业连续组网工作,有利于生产应用。 相似文献