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对山西阳泉地区m(Al_2O_3)/m(SiO_2)为3.5的低品位铝土矿,采用干湿两段磨矿工艺,通过混矿、磨矿、浮选、精、尾矿脱水、药剂配制与水循环的方法,添加浮选捕收剂、六偏磷酸钠等,进行浮选流程开路、闭路实验,实现了低铝硅比铝土矿的脱硅富集,精矿产率可达到65.71%,精矿品位w(Al)为67.64,m(Al_2O_3)/m(SiO_2)为5.98。 相似文献
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中低品位铝土矿浮选脱硅技术是近几年开发的提高铝土矿品位的选矿技术,并得到工业应用。浮选生产会对大气环境、水环境、声环境产生不利影响,并影响生态环境和景观,尾矿的贮存占用大量土地。通过采取各种措施可有效降低浮选脱硅工程对环境的影响。 相似文献
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通过采用悬浮焙烧-碱浸脱硅的方式对铝土矿进行处理,并研究了焙烧温度、苛碱浓度、碱浸温度对焙烧矿碱浸脱硅的影响。结果表明,悬浮焙烧较优温度为930 ℃,在碱浸脱硅条件下液固比为8∶1,脱硅时间为30 min,苛碱浓度为110 g/L,脱硅温度为95 ℃时,可获得较高脱硅率,可达49.24%。Al2O3损失率为2.03%,精矿铝硅质量比可提至8.21,悬浮焙烧的脱硅精矿实际溶出率最高可达94.79%。采用石灰为脱硅剂,对碱浸脱硅后的碱液进行脱硅后,可对焙烧矿进行循环脱硅利用,脱硅后的精矿铝硅比均可达到7以上,从而使碱液实现了循环利用。 相似文献
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采用"闪速焙烧—碱溶"工艺对某中低品位铝土矿脱硅,考察了焙烧温度、脱硅液固比、碱浓度、脱硅温度、脱硅时间对SiO2脱除率和Al2O3损失率的影响。结果表明,最佳单因素条件为:焙烧温度1 000℃、脱硅液固比L/S=10∶1、碱浓度NK=110g/L、脱硅温度95℃、脱硅时间20min,最佳条件下SiO2脱除率在46%以上,Al2O3损失率低于3%,A/S由焙烧矿的4.3提高到铝精矿的8.4。该方法可应用于拜耳溶出生产。 相似文献
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云南某低品位铜铅锌硫化矿石含铜0.20%、铅0.67%、锌2.32%,并伴生少量金银,矿石中铜主要以黄铜矿形式存在,铅主要以方铅矿形式存在,锌主要以闪锌矿形式存在。为了合理开发该资源,对其进行了选矿工艺研究。浮选试验结果表明,在-0.074 mm占80%的磨矿细度条件下,采用混合浮选铜铅-铜铅分离-选锌小型闭路试验流程浮选该矿石,获得了精矿品位为31.59%、回收率为72.23%的铜精矿;精矿品位为60.87%、回收率为85.94%的铅精矿;精矿品位为51.17%、回收率为85.07%的锌精矿;实现了铜铅锌的有效分离。 相似文献
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新巴尔虎右旗荣达矿业是一个以铅、锌、铜为主,多种有益元素伴生的多金属矿山企业。目前荣达矿业回收铅、锌、铜、伴生银、金五种矿物。其拥有的甲查矿区,矿区面积大,井口较多,矿性复杂,其中甲乌拉矿30#井为复杂低品位铜矿石,储量丰富,综合原矿铜品位在0.30%~0.37%之间,同时含有微量铅、锌矿物以及40 g/t左右的银矿物。为了综合开发利用该矿石并且增加公司经济效益,对该矿石进行浮选试验研究。结果表明,当采用两粗一精一扫闭路流程时,可以得到品位16.20%,回收率81.92%的铜精矿,银金属回收率为41.09%。 相似文献
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某低品位难选金矿浮选试验研究 总被引:5,自引:0,他引:5
某低品位难选金矿含金0.86 g/t,根据其性质特点,采用MA和丁胺黑药组合药剂,进行磨矿-二粗一扫三精的浮选工艺流程试验,最终可获得精矿金品位21.40 g/t,回收率84.41%的浮选闭路指标,金得到很好的回收。 相似文献
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针对山东某低品位铅锌矿,通过X射线衍射分析(XRD)和扫描电镜分析(SEM)确定铅矿物主要以白铅矿的形式存在,锌矿物主要以钙锌白云石、菱锌矿和硅锌矿的形式存在。通过试验研究了磨矿细度对铅锌回收率的影响,确定最佳磨矿细度为-0.074 mm占84%,然后添加Na2S对铅锌矿物进行硫化处理,在不添加锌抑制剂的情况下直接用丁基黄药和乙硫氮对铅矿物进行捕收,铅品位从原矿中的0.88%提高至57.11%,铅回收率达到61.17%。选铅尾矿用CuSO4对锌进行活化,然后用丁基黄药对锌矿物进行捕收,得到锌回收率为31.45%、锌品位为35.24%的锌精矿,使铅锌得到较好分离。试验结果表明,硫化作用对解离的氧化铅矿物活化作用较大,在最佳磨矿细度下,能够获得较好的回收率。 相似文献
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采用正交试验研究某脱硫铝精矿的溶出性能,并探索从拜耳法母液中提取铝和镓富集物。结果表明,当晶种分解时间为72h,铝酸钠溶液中的Al_2O_3分解率高达86.84%,获得的Al(OH)_3产品中氧化铝含量大于62%。当吸附时间为2h,吸附温度为45℃的条件下,四级吸附后,镓的总吸附率为99.19%,再通过盐酸洗脱、中和沉淀和焙烧工艺后,镓的总回收率为82.44%,获得的富集物中Ga_2O_3含量为32.45%,可用于进一步制备高纯氧化镓产品。 相似文献
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