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的基础上进行了浮选试验。结果表明,矿石在磨矿细度为-74 μm占74%、加药与浮选温度均为25 ℃左右的情况下,采用1次浮选流程浮选易浮矿物(碳酸钠用量为1 500 g/t、环烷酸皂为20 g/t),2粗2精浮选流程浮选锂矿物(粗选1氢氧化钠用量为900 g/t、氯化钙用量为170 g/t、-YS07用量为756 g/t、柴油用量为100 g/t,粗选2氢氧化钠用量为100 g/t、氯化钙用量为30 g/t、-YS07用量为50 g/t),最终获得Li2O品位为5.58%,Li2O回收率为82.11%的锂精矿。 相似文献
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澳大利亚某锂辉石矿石浮选试验 总被引:1,自引:0,他引:1
的基础上进行了浮选试验。结果表明,矿石在磨矿细度为-74 μm占74%、加药与浮选温度均为25 ℃左右的情况下,采用1次浮选流程浮选易浮矿物(碳酸钠用量为1 500 g/t、环烷酸皂为20 g/t),2粗2精浮选流程浮选锂矿物(粗选1氢氧化钠用量为900 g/t、氯化钙用量为170 g/t、-YS07用量为756 g/t、柴油用量为100 g/t,粗选2氢氧化钠用量为100 g/t、氯化钙用量为30 g/t、-YS07用量为50 g/t),最终获得Li2O品位为5.58%,Li2O回收率为82.11%的锂精矿。 相似文献
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某胶磷矿选厂入磨原矿中-0.074 mm粒级含量7.05%,这部分矿石一方面影响磨矿分级效果,另一方面影响浮选效果。为解决该问题进行了预选脱泥,即-0.074 mm粒级矿样直接浮选,而对+0.074 mm粒级矿样进行磨矿-浮选,结果表明,与原矿直接磨矿-浮选相比,脱泥磨矿效果可以提升8.90%,脱泥浮选产率提高了0.46个百分点,回收率提高了3.37个百分点,调整剂用量下降了0.64%,捕收剂用量下降了9.75%。 相似文献
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针对川西某伟晶岩锂辉石矿原矿性质复杂的特点,对其进行了强化浮选分离及综合利用试验研究。通过三种流程方案对比,确定最优的选别工艺"阶段磨矿-阶段选别-组合捕收剂强化浮选分离技术",可分别获得产率为5.26%的云母精矿;Li_2O品位高达6.20%,回收率为87.34%的锂辉石精矿。通过对浮锂尾矿进一步回收长石的选矿工艺流程试验,可以获得K_2O+Na_2O含量为11.33%,作业回收率为85.77%,全流程K_2O+Na_2O回收率达到50.57%,Fe_2O_3含量只有0.21%的长石精矿,在一定程度上实现了此类难选伟晶岩型锂辉石矿的综合利用。 相似文献
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新型捕收剂浮选锂辉石矿的试验研究 总被引:4,自引:0,他引:4
采用新型螯合类捕收剂替代传统的氧化石蜡皂 ,实现锂辉石与石英及长石的浮选分离 ,不仅可显著降低药剂成本 ,而且能大大提高锂辉石与石英及长石矿物间的分选性 ,从而提高锂辉石选矿指标 相似文献
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四川某低品位难选锂辉石矿选矿工艺研究 总被引:1,自引:1,他引:0
针对四川某低品位锂辉石矿矿石风化严重、矿泥含量高、分选困难的问题,进行了试验研究。工艺研究结果表明,采用碱法不脱泥流程,氢氧化钠—碳酸钠—氯化钙作联合调整剂,采用新型捕收剂YOA浮选锂辉石,成功实现了锂辉石与脉石矿物的浮选分离,得到Li2O品位5.59%、回收率85.24%的锂辉石精矿。 相似文献
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某锂辉石矿石Li2O品位为1.46%,矿物组成复杂,主要有用矿物为锂辉石,主要脉石矿物为石英、长石、云母等,锂辉石与石英、长石的嵌布关系密切,多呈聚粒状分布,局部分散,有的呈针状被云母、石英包裹,或呈片状、粒状等形态分布于云母裂隙中,属于复杂难选伟晶岩型锂辉石矿石。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,矿石在磨矿细度-0.074 mm占72.2%的情况下,采用磁选(636.94 kA/m)脱铁、浮选锂辉石工艺回收锂辉石,其中浮选以Na2CO3+NaOH作pH调整剂和脉石矿物分散剂,CaCl2作锂辉石的活化剂,TSY-15作捕收剂,经1粗2精3扫、中矿顺序返回流程处理,最终获得Li2O品位为6.02%、Li2O回收率为80.65%、Fe2O3含量为0.67%的锂辉石精矿,达到陶瓷级锂辉石精矿质量标准。 相似文献
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川西某低品位锂矿为伟晶岩型矿石,其有用矿物主要为锂辉石,Li_2O品位为1.20%,在目前的技术和经济条件下,该矿的开发利用具有显著的经济效益和社会效益。在磨矿细度为-74μm含量78.3%的情况下,采用一次粗选、两次扫选、三次精选、中矿顺序返回的浮选闭路流程,可获得Li_2O品位5.69%,回收率为83.06%的锂精矿。 相似文献
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针对四川某锂辉石矿,在浮选入料粒度为-0.075 mm粒级占70%的前提下,系统研究了磨矿浓度、磨矿时间、介质充填率、钢球配比、药剂作用及磨矿介质类型等参数对锂辉石最佳浮选粒级(-0.106+0.038 mm)分布及品位的影响。实验室试验结果表明,通过调整磨矿浓度、介质充填率和钢球配比等参数,可有效提高-0.106+0.038 mm粒级含量和磨矿技术效率。在此基础上,添加碳酸钠可改善磨矿过程中矿浆的流变性,碳酸钠用量为800 g/t时,能进一步提高-0.106+0.038 mm粒级产率。在-0.075 mm粒级占70%条件下,球磨和棒磨获得的-0.106+0.038 mm粒级含量相近,但球磨产品中该粒级Li2O品位更高,选择性磨矿作用更好。优化球磨参数后,锂辉石回收率可达95.92%,精矿品位为4.84%。 相似文献
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云南某难选铅矿选矿试验研究 总被引:1,自引:1,他引:0
云南某难选铅矿矿石中有用矿物以方铅矿和铅矾为主,氧化率达30%以上,并伴生有黄铁矿。为了给该矿产资源开发利用提供依据,对其进行了选矿试验研究,结果表明,采用优先浮硫化矿—脱泥—再浮氧化矿试验方案,其中硫化矿浮选采用对方铅矿选择性较好的捕收剂GY,氧化铅浮选采用硫化钠进行较长时间的硫化,最终获得了含铅43.56%、铅回收率58.45%的硫化铅精矿和含铅31.26%、铅回收率21.98%的氧化铅精矿,合并铅精矿的品位为39.33%、铅回收率80.44%,达到了选矿厂要求,有效提高了有价元素的回收利用率。 相似文献