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四川某镁硅质磷矿石中的磷酸盐矿物为氟磷灰石和微含碳的氟磷灰石,矿石P2O5平均品位为19.57%。为了解矿石可选性,开展了实验室流程试验,采用单一反浮选试验、正—反浮选试验两种浮选工艺进行了对比试验。单一反浮选工艺试验可获得品位27.03%、回收率为69.26%的磷精矿,精矿中MgO含量为1.42%;正—反浮选工艺试验可获得品位28.26%、回收率为74.28%的磷精矿,精矿中MgO含量为1.38%。试验结果表明:正—反浮选工艺能更好的清除矿石中的硅质,提高磷精矿中P2O5平均品位,提高选矿回收率。 相似文献
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低品位磷矿浮选试验研究 总被引:1,自引:1,他引:0
对某地低品位磷矿进行了浮选试验研究, 探索了磨矿细度、捕收剂(十二胺)用量、抑制剂(硫酸)用量及浮选流程对浮选指标的影响。结果表明, 采用一粗一精一扫、中矿返回粗选的浮选工艺流程, 在磨矿细度为-0.074 mm粒级占78%、粗选十二胺用量500 g/t、硫酸用量18 kg/t, 精选十二胺用量200 g/t、硫酸用量9 kg/t, 扫选硫酸用量14.4 kg/t条件下, 针对P2O5品位为22.41%的原矿可获得P2O5品位32.47%、P2O5回收率83.32%的磷精矿, 实现了P2O5的有效富集。 相似文献
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贵州某高硅钙含镁低品位磷矿石中的主要磷矿物为胶磷矿,以氟磷灰石为主,部分为碳磷灰石;主要脉石矿物为石英、白云石、伊利石和黄铁矿等。矿石P2O5品位为26.19%,SiO2、CaO、MgO含量分别为16.88%、38.18%、1.92%。为确定矿石的开发利用工艺,采用双反浮选工艺进行了试验。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占82.05%的情况下,采用优先反浮选脱镁-沉降脱泥-1粗2精、粗选及精选尾矿合并1次扫选后返回的反浮选脱硅流程处理,最终获得了P2O5品位为32.35%、P2O5回收率达82.36%、MgO与P2O5含量比为2.32%、R2O3与P2O5含量比为11.07%的磷精矿。反浮选脱硅前预先脱泥,并用醚多胺类捕收剂T609和消泡剂TOP搭配,可有效改善阳离子捕收剂反浮选脱硅过程中泡沫多、黏度大、难冲消的问题。双反浮选工艺有效实现了磷灰石与脉石矿物的分离,获得了酸法加工用磷矿石优等品质量标准的磷精矿。 相似文献
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根据新疆某硫化铜镍矿矿石的工艺矿物学特性,进行了详细的选矿试验研究,采用一粗一精两扫、中矿顺序返回的铜镍混合浮选流程,使用碳酸钠做pH调整剂,六偏磷酸钠做分散剂,羧甲基纤维素做抑制剂,混合黄药做捕收剂,处理该矿石,得到了混合精矿含镍10.89%、含铜4.27%,镍回收率81.61%、铜回收率85.03%的指标,氧化镁含量低于6.8%,产品质量符合冶炼要求。对六偏磷酸钠和羧甲基纤维素在硫化铜镍矿浮选中的作用机理进行了分析,结果表明六偏磷酸钠能分散蛇纹石与硫化矿物,降低蛇纹石对硫化矿物浮选的影响,而羧甲基纤维素能抑制含镁硅酸盐矿物的上浮,实现硫化矿物与含镁硅酸盐脉石的浮选分离。因此,在含有多种镁硅酸盐脉石矿物的硫化铜镍矿中同时使用六偏磷酸钠和羧甲基纤维素是该类矿石高效利用的关键。 相似文献
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铝土矿试验矿样来自马达加斯加Sofia地区,Al2O3含量为32.06%,SiO2含量为34.06%。矿石中含铝矿物主要为三水铝石;含硅矿物主要为石英,其次为高岭石。三水铝石以微晶聚合体形式存在,微细粒的其他矿物以包体形式嵌布在其中,矿样粒级越细聚合体中杂质矿物含量越高。矿样中-0.028 mm粒级产率约占30%,高杂质含量的三水铝石聚合体占比超过95%,反浮选或正浮选几乎没有脱硅效果。石英的嵌布粒度集中于0.1~0.8 mm,原矿矿样常规破碎磨矿产品中SiO2在0.074 mm以上粗粒级富集,富含石英矿物的矿粒过粗,采用反浮选无法脱除。研究提出了便于工业化实施的脱泥、分级、分别磨矿合并反浮选工艺流程,未破碎原矿矿样用2 mm的筛子筛分,+2 mm粒级矿样单独破碎磨矿,-2 mm粒级矿样脱泥、沉砂单独磨矿,两种磨矿产品合并进入反浮选脱硅,获得铝硅比大于10、Al2O3回收率大于40%的精矿。 相似文献
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某铜铅锌多金属硫化矿电位调控浮选试验研究 总被引:18,自引:5,他引:13
某铜铅锌多金属硫化矿铜铅矿物嵌布粒度微细,分离难度大,锌矿物以铁闪锌矿为主,现场仅生产铅精矿和锌精矿且选别指标差。为此,针对矿石性质,采用铜铅混浮-铜铅分离-混浮尾矿抑硫浮锌电位调控浮选工艺,通过控制矿浆电位,混浮粗精矿再磨,选择高效捕收剂、活化剂、抑制剂等措施,使铜铅矿物与锌硫矿物、铜矿物与铅矿物、铁闪锌矿与磁黄铁矿得到了较好的分选。闭路试验获得含铜18.13%、铜回收率55.41%的铜精矿,含铅50.20%、铅回收率83.29%的铅精矿和含锌49.75%、锌回收率86.17%的锌精矿,与现场相比,不仅回收了铜矿物,而且铅、锌精矿质量与回收率都得到了大幅度提高。 相似文献
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吉林某低品位铜镍硫化矿石铜品位为0.27%、镍品位为0.48%。矿石中含镍矿物主要为紫硫镍铁矿、镍黄铁矿,含铜矿物主要为黄铜矿、铜蓝、斑铜矿。试验研究表明,采用单一浮选流程不能获得较好的选别指标;由于矿石中紫硫镍铁矿、镍黄铁矿、黄铜矿等有用金属硫化物与磁铁矿嵌布关系密切,因此采用弱磁选对含镍矿物进行富集,获得目的矿物含量高、易泥化脉石含量低的磁性产品和目的矿物含量低、易泥化脉石含量高的非磁性产品,再分别进行磨浮流程处理。结果表明:原矿磨细至-0.074 mm占30%时进行弱磁选,磁性产品和非磁性产品分别再磨至-0.074 mm占85%后采用1粗2精2扫闭路浮选流程处理,获得了铜品位为4.53%、镍品位为6.65%、铜回收率为54.63%、镍回收率为44.90%的铜镍混合精矿1和铜品位为1.88%、镍品位为3.37%、铜回收率为23.98%、镍回收率为24.13%的铜镍混合精矿2,尾矿铜、镍品位分别降至0.06%和0.16%,实现了对该铜镍硫化矿石的有效分选。 相似文献
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敖顺福 《有色金属(选矿部分)》2023,(1):78-84
云南某含银高硫铜矿,矿石中矿物组成较为复杂,目的矿物硫化铜矿物、硫化铁矿物嵌布粒度不均匀且多数较细,银载体矿物分散。在矿石性质研究的基础上进行了选别流程对比实验研究。结果表明,采用优先浮选获得了铜品位21.60%、银品位602.84 g/t及铜回收率89.30%、银回收率54.39%的铜精矿,硫品位45.60%及硫回收率89.79%的硫精矿;采用混合浮选获得了铜品位21.24%、银品位598.42 g/t及铜回收87.38%、银回收率54.01%的铜精矿,硫品位46.38%及硫回收率87.92%的硫精矿。相对于混合浮选流程,在铜精矿中银回收率相近的情况下,优先浮选流程更充分的回收了矿石中的铜、硫,且流程稳定可靠及适合生产应用,可作为选矿工艺技术依据。 相似文献