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。     

从广西某钨锡尾矿中回收长石与石英

针对广西某钨锡多金属矿非金属矿物含量高的特点,以其选厂钨锡尾矿为研究对象,试验采用磁选脱除暗色物质、机械脱泥,以硫酸作调整剂、十二胺作捕收剂浮选云母;再以硫酸作调整剂、十八胺+SDS阴阳离子混合捕收剂浮选长石,实现长石与石英无氟浮选分离工艺。全流程闭路试验获得长石精矿K2O+Na2O品位12.19%、K2O回收率70.15%、Na2O回收率73.24%;石英精矿SiO2品位98.14%。云母、长石、石英均达到建材原料使用标准。     

山东某长石选矿试验研究

对某含Fe2O30.27%,SiO274.59%的长石进行选矿除铁试验研究,结果表明,采用脱泥-磁选-浮选工艺可以有效去铁除杂,K2O与Na2O由10.72%富集到11.71%,Fe2O3由0.27%降低到0.14%,精矿烧成白度59.27%,达到优级长石陶瓷原料的质量要求。     

河南某低品位钾长石矿开发利用技术研究

采用浮选工艺对河南某低品位钾长石矿进行了综合利用研究,试验结果表明,采用原矿—磨矿—脱泥—长石石英分离浮选—强磁选的选矿工艺流程,可获得产率58.30%、K2O+Na2O=12.12%的长石产品,同时可得到产率为19.94%、SiO297.12%石英产品,实现了少尾工艺,从而为该矿资源的合理开发做出了较好的选矿评价。     

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%。      

花岗岩板材加工废料资源化利用研究

对某Na2O+K2O、Fe2O3含量分别为6.65%、1.28%的花岗岩板材加工废料进行综合利用,采用"中磁—强磁"除铁后,可将混合矿Fe2O3含量降低至0.08%。对于磁选尾矿,在酸性条件下采用十二胺作为捕收剂进行长石与石英浮选分离,经"一粗一扫一精"浮选流程可获得组分Fe2O3含量为0.07%、Na2O+K2O含量为11.19%的长石精矿,同时获得Fe2O3含量为0.04%、SiO2含量为99.29%的石英尾矿,可实现该花岗岩板材加工废料资源化利用。     

河南某长石矿选矿试验研究

对河南某长石矿进行了矿物组成分析、物相分析和多元素分析,通过磨矿细度、磁选、脱泥粒度、浮选等试验研究,确定了 “磨矿-脱泥-强磁选-脱泥-反浮选除铁-长石浮选”的工艺流程。结果表明,该选矿工艺最终可获得产率49.98%、K₂O品位11.12%、TFe含量0.20%的长石精矿以及产率12.75%、SiO₂品位96.54%的石英精矿。     

某地高铁钾长石选矿试验研究

针对福建某钾长石矿,先采用高梯度磁选机进行除铁试验,然后在酸性条件下（pH值2-3）,进行长石石英浮选分离试验,获得长石精矿含K209．75％和Na：04．36％。为了进一步提高钾长石中K：0的含量,采用氯化钠做抑制剂实现钾长石与钠长石分离,最终获得了含K：013．01％,Na202．18％和0．17％Fe203的钾长石精矿。     

铜钼等多金属硫化矿尾矿综合回收长石试验研究

内蒙某铜钼尾矿K2O品位为4.28%,Na2O品位为2.77%,根据矿石的性质,采用脱泥—强磁选—浮选除杂—长石浮选的试验流程,试验矿样脱泥后在1200 k A/m磁场强度下脱除磁性矿物,然后分别采用油酸钠和十二胺浮选除杂,再添加硫酸调整p H值至3.1,选用BK440作长石捕收剂,可得到精矿产率18.82%,精矿中K2O品位8.62%,回收率37.88%,Na2O品位4.39%,回收率29.90%,长石精矿中TFe含量为0.42%的技术指标。     

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。     

四川某低品位长石矿选矿提纯试验研究

对四川某地K2O+Na2O含量为9%左右的低品位长石矿先采用"棒磨-弱磁-脱泥-SLon高梯度磁选"工艺流程除去暗色物质,再在无氟酸性条件及阴阳离子混合捕收剂作用下粗选1次,扫选2次,然后通过浓缩脱水在中性pH值为6～7,六偏磷酸作为调整剂的条件下浮选,浮选精矿再经SLon高梯度磁选,最终可获得TFe2O3含量为0.2%、K2O+Na2O含量大于13%的长石精矿,同时获得SiO2含量大于98.5%的石英尾矿。     

栗木锡尾矿中云母、长石、石英浮选分离试验

栗木锡矿选矿厂重选尾矿经强磁选脱铁,非磁性物中石英、钠长石、钾长石及云母矿物含量合计达98%,为充分、高效利用该二次资源,进行了浮选分离工艺研究。结果表明,在不磨矿、硫酸调酸的情况下,采用1次云母浮选、1粗3扫3精浮选长石、中矿顺序返回流程处理矿样,获得了K_2O与Na_2O总含量达10.18%、长石矿物含量达90%的长石精矿,SiO_2含量达93.71%、石英矿物含量达85%的石英精矿,以及云母矿物含量达90%的云母精矿。石英精矿、长石精矿、云母精矿品质均满足工业应用要求。探索了一条实现栗木锡矿非金属矿物绿色、高效资源化利用的途径。     

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。     

青海某钾长石资源综合利用试验研究

采用浮选的方法对青海某钾长石资源进行了综合利用研究。试验结果表明,采用粗磨-浮云母-再磨-浮选脱泥-长石浮选的选矿流程,可综合回收云母产品,产率8.22%;长石产品,产率34.28%;石英产品,产率46.51%,从而为该资源的合理开发做出了较好的选矿评价。     

赤铁矿与含铁硅酸盐矿物浮选分离的应用研究

针对包钢强磁精矿石样，分别以氟硅酸盐、聚合硅酸胶体作为含铁硅酸盐脉石霓石的选择性抑制剂，以阴离子脂肪酸磺酸盐为捕收剂，在弱酸性条件下进行赤铁矿的直接浮选，均取得了较好的分选指标。聚合硅酸胶体完全可以替代有毒且价格较贵的氟硅酸盐等含氟抑制剂，降低铁精矿中K2O、Na2O等有害杂质含量，效果十分明显。以聚合硅酸胶体组合抑制剂进行硅铁浮选分离，经过一次粗选、两次精选闭路浮选试验，获得铁精矿品位61.42%、K2 Na2O含量只有0.27%，铁的作业回收率达69.02%。     

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。     

湖北某石英矿提纯试验研究

湖北某地发现大量SiO2含量为98.86%的石英矿,为得到优质的石英产品,进行了选矿提纯试验。首先将试样筛分为+0.6 mm、0.1～0.6 mm、-0.1 mm 3个粒级。-0.1 mm粒级作为尾矿直接抛弃;0.1～0.6 mm粒级采用磁选—浮选—酸浸工艺流程进行试验,首先经高梯度强磁选除铁,非磁性产品以草酸为抑制剂、十二胺为捕收剂,经1粗1精反浮选去除云母,浮选精矿以盐酸和硫酸的混合酸为浸出剂,在酸浸温度为60℃、酸浸时间为6 h条件下酸浸提纯后,获得SiO2含量为99.79%、杂质Fe2O3含量为73.70×10-6、白度为90.93%的石英砂,既可以作为光伏玻璃石英砂,也可以作为石英板材;+0.6 mm粒级酸浸后再经色选,可以得到SiO2含量为99.85%、杂质Fe2O3含量为62.65×10-6的石英砂,达到石英板材质量要求。     

某极低品位含铷矿石选矿试验研究北大核心

某含铷矿石中Rb_(2)O的含量为0.046%,铷元素没有独立的矿物存在,以类质同像赋存于含钾矿物(钾长石和黑云母)中,且铷的载体矿物与脉石矿物石英紧密共生,属于极低品位难选含铷矿石。为确定该含铷矿石的选矿工艺,较好地实现资源综合利用,对其进行磨矿细度试验、捕收剂条件试验、精选条件试验和浮铷尾矿综合回收试验的研究。结果表明,确定使用组合捕收剂椰油胺+SDS和抑制剂水玻璃的药剂制度下,固定磨矿细度为-0.074 mm占65%,采用“一粗两精两扫”浮选回收黑云母和部分钾长石中的铷,浮铷尾矿经磁选—浮选回收长石的工艺。全流程闭路试验可获得Rb_(2)O品位0.114%、Rb_(2)O回收率57.23%的铷精矿和Na_(2)O品位4.21%、Na_(2)O回收率48.66%,K_(2)O品位3.96%、K_(2)O回收率31.92%,白度为69%的长石精矿,有效地回收铷资源和长石产品,为该含铷矿石工业开发提供技术支撑。