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相似文献
 共查询到18条相似文献,搜索用时 187 毫秒
1.
贵州某低品位含硫铝土矿Al2O3含量为54.71%,SiO2含量为11.35%,铝硅比仅为4.82,且矿石中含硫1.33%。矿石主要含铝矿物为一水硬铝石,主要含硫矿物为黄铁矿。矿石中有用矿物嵌布粒度较细,脱硫时易产生夹带,因而较难实现有效分选。为高效开发利用该矿石资源,对有代表性矿石进行了脱硫脱硅浮选闭路试验。结果表明:在磨矿细度为-0.074mm占90%时,采用1粗3精1扫脱硫浮选、扫选尾矿经2粗4精1扫脱硅、脱硫精扫选尾矿经2粗1精1扫脱硅闭路流程处理该矿石,获得了硫品位为33.72%、Al2O3品位为15.96%、SiO2品位为4.98%、硫回收率为75.16%的硫精矿,Al2O3品位为61.13%、SiO2品位为7.39%、铝硅比为8.27、Al2O3回收率为79.64%的铝土矿精矿。1次磨矿脱硫脱硅浮选,脱硫精扫选尾矿单独脱硅浮选工艺是该矿石处理的高效工艺,对含硫含硅铝土矿石的分选具有借鉴意义。  相似文献   

2.
我国高品位铝土矿日渐枯竭,为了更好地开发利用贵州某高硫高硅一水硬铝石型铝土矿,以满足国民经济建设的需要,采用浮选工艺进行了脱硫脱硅试验。在最佳工艺条件下,原矿经过1粗1精1扫反浮选脱硫,脱硫尾矿再经过2粗1精正浮选脱硅流程处理,可获得硫品位为31.62%、硫回收率为82.11%的硫精矿和Al2O3品位为65.55%、含硫为0.45%、铝硅比为9.44、Al2O3回收率为80.03%的铝土矿精矿,铝土矿精矿符合拜耳法溶出要求。  相似文献   

3.
为了高效、低耗开发利用广西某含硫低品位铝土矿石,采用阶段磨矿与分级浮选相结合的工艺进行了矿石选矿试验。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占65%的情况下采用1粗2扫3精、中矿顺序返回流程脱硫,脱硫尾矿中的+0.074 mm粒级1次浮选粗粒铝土矿,粗粒铝土矿浮选尾矿再磨至-0.074 mm占96%的情况下与脱硫浮选尾矿中的-0.074 mm粒级合并1粗2扫3精浮选细粒铝土矿,最终获得S品位为40.54%、Al2O3含量为25.12%、Si O2含量为8.54%、S回收率为81.32%的硫精矿,以及Al2O3含量为65.17%、Si O2含量为8.13%、S含量为0.28%、铝硅比为8.01、Al2O3回收率为79.56%的铝土矿精矿。  相似文献   

4.
重庆某低品位高硫铝土矿石Al2O3含量为59.79%,Si O2含量为13.06%,S含量达1.82%,铝硅比为4.58;矿石中的含铝矿物主要为一水硬铝石,一水软铝石少量;硅酸盐矿物种类较复杂,主要有绿泥石、高岭石、伊利石和石英等;硫主要以黄铁矿的形态存在。矿石中高岭石、伊利石、绿泥石等共生关系密切,且与一水硬铝石的嵌布关系较复杂,黄铁矿晶形较规则、嵌布粒度较粗。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,矿石在磨矿细度为-0.075 mm占77%、矿浆p H=8.5的情况下,以碳酸钠为p H调整剂,无水硫酸铜为活化剂,无机高分子聚合硅酸盐为抑制剂,丁基钠黄药为脱硫捕收剂,松醇油为起泡剂,自主研发的多胺类组合药剂为脱硅捕收剂,采用1粗2扫1精、中矿顺序返回流程处理,可获得Al2O3含量为65.35%、S含量为0.19%、Si O2含量为9.85%、铝硅比为6.63、Al2O3回收率为83.47%的铝精矿,试验指标较理想。  相似文献   

5.
广西某高硅铝土矿为实现其尾砂中含铝矿物的回收利用,进行了选矿工艺试验研究。试验结果表明:在磨矿细度为-0.074 mm75%时,经1次重选,重选中矿、尾矿合并后进行1粗1扫3精1精扫、中矿顺序返回的闭路正浮选脱硅流程,获得了Al2O3品位65.80%、铝硅比7.95、Al2O3综合回收率68.98%的铝土矿精矿,重选—浮选联合工艺流程的提铝脱硅效果显著,可为类似低铝高硅型铝土矿资源的开发利用提供技术支撑。  相似文献   

6.
本文以云南鲁甸高硅低铝硅比型铝土矿为研究对象,通过正浮选阶段磨矿阶段选别、两段脱硅工艺流程获得了较好的铝土矿精矿,浮选指标良好。原矿含Al2O360.78%、Si O220.84%,铝硅比(A/S)为2.92,主要脉石矿物为白云母、石英等。通过在粗磨条件下进行一段浮选脱硅,粗精矿再磨再选后进行二段浮选脱硅,产出合格精矿。粗精矿再磨后进行五次精选,闭路试验获得精矿产率为64.74%、Al2O370.83%,Si O28.40%、A/S为8.43、Al2O3回收率为75.83%的良好指标。  相似文献   

7.
重庆某高硫铝土矿石选矿试验   总被引:1,自引:0,他引:1  
陈达  闫武  熊述清  杨磊 《金属矿山》2013,42(5):102-104
重庆某高硫铝土矿石中主要含铝矿物为一水硬铝石,主要含硫矿物为黄铁矿,铝硅比仅为4.73。对该矿石脱硫降硅提铝工艺技术条件进行了研究。结果表明,采用1次粗浮选选硫,2粗3精1精扫、中矿顺序返回浮铝土矿流程处理该矿石,最终获得了Al2O3品位为65.81%、含硫0.42%、铝硅比为9.09、Al2O3回收率为77.88%的铝土矿精矿,副产品硫精矿硫品位为22.13%、回收率为82.69%、Al2O3含量为32.94%、回收率为5.15%。  相似文献   

8.
针对国外某低品位红土型铝土矿进行脱硅提纯选矿试验研究,小型闭路试验研究结果表明,在给矿三水铝石品位52.10%、有效铝硅比3.14、高岭石品位23.3%的条件下,原矿经选择性磨矿-分级,获得了Al2O3品位65.90%、有效铝硅比14.38,有效铝回收率40.12%的+0.15 mm粗粒级精矿;-0.15 mm的筛下产品进入正浮选脱硅作业,以碳酸钠为p H值调整剂、水玻璃为抑制剂、油酸为捕收剂,经1次粗选1次扫选2次精选,中矿顺序返回,可获得Al2O3品位70.90%、有效铝硅比8.36、有效铝回收率为52.29%的浮选精矿;最终综合精矿三水铝石品位68.64%、高岭石含量9.82%,有效铝回收率为92.40%、有效铝硅比11.07,+0.15 mm产品占45.21%,很好地实现了该低品位红土型铝土矿脱硅提纯。  相似文献   

9.
河南省某地铝土矿矿石中Li2O品位为026%,锂主要赋存在高岭石、伊利石等黏土矿物中。为确定铝土矿伴生锂的开发利用工艺,进行了铝土矿浮选工艺试验和富锂精矿的提取试验研究。试验结果表明:采用2粗1精、中矿顺序返回的铝土矿浮选闭路流程,可获得Al2O3品位6172%,铝硅比为1145的铝土矿精矿产品和Li2O品位057%、回收率为7897%的富锂精矿;富锂精矿与浓硫酸熟化液(固液比)1∶1混合后,在熟化温度180 ℃、浸出液固比2∶1~3∶1、浸出时间10 min、浸出温度常温的情况下,Li2O浸出率达到9464%,最终得到纯度为9956%的碳酸锂产品。采用硫酸熟化—浸出—净化—提锂工艺可实现河南某地铝土矿中锂高回收率和获得高纯度产品的目的,具有一定的实际价值。  相似文献   

10.
杨林  张锦仙  吕超  马原琳 《金属矿山》2022,51(3):124-128
云南文山某低品位铝土矿Al2O3及SiO2含量分别为44.35%、10.52%,Fe及TiO2含量分别为13.36%、4.64%,属于高铁高钛、低铝低硅型铝土矿;可回收铝矿物主要以一水硬铝石相态存在,铁矿物主要包括赤铁矿与针铁矿,钛矿物主要以锐钛矿相态存在,脉石矿物主要为高岭石。对该矿石进行了铝硅浮选分离试验研究,重点考察了捕收剂种类与用量、磨矿细度、调整剂用量、抑制剂种类与用量等条件对浮选效果的影响,确定了以改性组合脂肪酸KYB为捕收剂,硅酸钠+GY 3为组合抑制剂,碳酸钠为调整剂的药剂制度。在磨矿细度为-0.074 mm占90%的条件下,采用“1粗2精1扫”闭路试验可获得铝精矿Al2O3含量为53.34%、铝硅比为9.79、Al2O3回收率为81.62%的技术指标。研究结果可为开发该类铝土矿资源提供技术支撑及借鉴。  相似文献   

11.
贵州某高硫铝土矿Al2O3含量为62.60%、硫含量为7.15%,铝硅比为11.54,矿石有用矿物主要为一水硬铝石,属于典型的高品位一水硬铝石型高硫铝土矿。为给该矿石合理开发利用流程确定提供依据,采用反浮选脱硫工艺进行试验。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占85%条件下,以碳酸钠为矿浆p H调整剂,硫酸铜为活化剂,改性淀粉为抑制剂,丁基黄药为捕收剂,松醇油为起泡剂,经1粗1精2扫、精选尾矿和扫选精矿均返回至粗选闭路流程浮选试验,获得了氧化铝含量72.06%、含硫量0.27%的精矿产品,试验结果可以为该铝土矿的资源开发提供参考。  相似文献   

12.
某硅镁质胶磷矿正-反浮选试验研究   总被引:5,自引:4,他引:1  
对某高硅低镁低品位胶磷矿进行了选矿试验研究。采用正-反浮选工艺流程,在磨矿细度-0.074 mm粒级占98.57%情况下,采用"一粗一精一扫"正浮选脱硅与一段反浮选脱镁联合流程,最终获得了P2O5品位28.64%、回收率78.26%、MgO含量0.88%的磷精矿,有效实现了磷灰石与脉石矿物的分离。  相似文献   

13.
彭建  张建刚 《金属矿山》2019,48(1):78-82
西藏某浸染状次生硫化铜矿石铜品位为1.86%,原生硫化铜占总铜的15.05%,次生硫化铜占总铜的76.88%,主要铜矿物为斑铜矿、黄铜矿,其他金属矿物有黄铁矿、磁黄铁矿等;脉石矿物以石榴石、辉石、石英等为主。为了确定该矿石中铜、金的适宜回收工艺,进行了选矿试验。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占70%的情况下进行1粗2精快速浮选,1粗2扫常规浮选,快速精选1尾矿与常规粗选精矿合并再磨至-0.038 mm占80%的情况下进行1粗2精2扫铜硫分离,获得的快速浮选精矿铜品位为27.05%、金品位为8.28 g/t,铜、金回收率分别为60.79%、50.90%;常规浮选铜精矿铜品位为17.06%、金品位为5.02 g/t,铜、金回收率分别为29.81%、23.99%。快速浮选+常规浮选、快速精选1尾矿与常规浮选粗精矿再磨再选工艺流程既能避免铜矿物的过磨,保证铜的回收率,又可得到较高品位的铜精矿,获得较好的铜、金回收指标。  相似文献   

14.
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   

15.
赤峰某大型斑岩型低品位铜钼矿床,铜钼矿物主要以硫化物形式存在,且嵌布关系密切、嵌布粒度微细。为高效开发利用该贫矿资源,对矿石进行了选矿工艺技术条件研究。结果表明,铜钼混浮适宜的磨矿细度为-0.074 mm占70%,铜钼分离适宜的磨矿细度为-0.043 mm占80%;采用1粗2精1扫、中矿顺序返回闭路流程混浮铜钼,1粗5精2扫、中矿顺序返回闭路流程分离铜钼,最终获得了铜品位为17.51%、铜回收率为81.25%的铜精矿,以及钼品位为42.41%、钼回收率为88.35%的钼精矿。  相似文献   

16.
对重庆某高硫高硅铝土矿进行了浮选试验研究。采用混合加药的方法,使用一粗两扫反浮选工艺流程,在磨矿细度-0.075 mm粒级占77.46%、矿浆pH值 8.0、浮选矿浆浓度25%条件下,以水玻璃为抑制剂、季铵盐和丁基黄药为组合捕收剂、松醇油为起泡剂,可得到精矿氧化铝品位62.18%、硫含量0.11%、氧化铝回收率79.67%的优良指标。  相似文献   

17.
四川绵阳某氧化铅锌矿浮选工艺研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
对四川绵阳某氧化铅锌矿进行了浮选工艺研究。采用先硫后氧、先铅后锌的选别方案,经两粗一精一扫选铅、三粗两精一扫选锌,在磨矿细度-0.074 mm粒级占90%条件下,得到了产率12.77%、铅品位66.10%、铅回收率88.23%、含锌2.87%、锌回收率3.18%的铅精矿和产率18.76%、锌品位45.32%、锌回收率73.81%、含铅1.62%、铅回收率3.18%的锌精矿,全流程铅金属总回收率91.41%、锌金属总回收率76.99%。  相似文献   

18.
新疆某白钨矿矿物组成复杂,WO3含量为0.772%,95.85%的钨以白钨矿的形式存在,其他金属矿物主要为方铅矿、闪锌矿、黄铁矿等。白钨矿不均匀分布在脉石矿物中,以细粒为主,部分为不规则短条带状或不规则团状集合体。为高效回收矿石中的钨,在工艺矿物学分析基础上进行了选矿工艺研究。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占60%的情况下,采用1粗1扫脱硫、1粗1扫常温浮钨、3次加温精选选钨、中矿顺序返回流程处理,可获得WO3品位为66.38%、回收率为83.40%的钨精矿。  相似文献   

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