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青海某钾长石资源综合利用试验研究 总被引:1,自引:1,他引:1
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。 相似文献
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贵州某石英型萤石矿中萤石品位为20.03%,二氧化硅品位高达53.77%,黄铁矿含量为2.75%。为了有效地开发利用该类型的矿石资源,有效提高选矿指标,对其进行了工艺矿物学及选矿试验研究。结果表明:矿石合适的磨矿细度-200目含量为76%,丁基黄药用量为300 g/t,水玻璃用量为4 000 g/t,油酸用量为400 g/t;采用1次粗选作业浮选硫化矿,浮选的硫化矿尾矿进行1次粗选作业、6次精选作业、1次扫选作业的闭路流程进行萤石浮选,最终获得精矿品位为93.56%、回收率为88.88%的萤石精矿,为该战略资源的开发提供了参考依据。 相似文献
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新型捕收剂CL-07+CJ常温浮选某中低品位磷矿石 总被引:1,自引:0,他引:1
滇池周边拥有巨量的中低品位磷矿资源,为了高效开发这些资源,并解决磷矿石浮选常规捕收剂常温下分散性和溶解性差的问题,用昆明冶金研究院研制的新型常温捕收剂CL-07+CJ,对滇池附近某磷矿石进行了选矿试验。结果表明,该矿石在磨矿细度为-200目占60.4%,浮选温度为15 ℃,脉石矿物抑制剂Na2SiO3粗选用量为2.0 kg/t,矿浆pH调整剂NaOH粗选用量为0.8 kg/t,磷矿物捕收剂CL-07+CJ粗选用量为0.4+0.14 kg/t情况下,采用1粗2精1扫、中矿顺序返回流程浮选,可获得P2O5品位为34.60%、P2O5回收率为94.10%的磷精矿。 相似文献
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从黄沙坪低品位钼铋钨浮选尾矿中浮选回收萤石的试验研究 总被引:1,自引:0,他引:1
对黄沙坪低品位钼、铋、钨浮选尾矿进行了浮选回收萤石的试验研究。采用一粗二扫浮选回收、萤石粗精矿再磨、精选中矿1和精选中矿2再选、其余中矿顺序返回精选、精矿经强磁选获得最终萤石精矿的工艺流程,可得到CaF2品位为97.36%、回收率为57.23%的萤石精矿。 相似文献
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某石英型萤石矿石的CaF2品位为44.38%,为高效开发利用该矿石资源,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54%,油酸用量为1.5 kg/t、碳酸钠为600 g/t、水玻璃为400 g/t,浮选温度为30 ℃,搅拌调浆时间为7 min的情况下,采用1粗5精1扫闭路浮选流程处理,最终可获得CaF2品位为97.15%、回收率为90.36%的优质萤石精矿。 相似文献
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李纪 《有色金属(选矿部分)》2012,(1):33-35
柿竹园白钨浮选采用733-烧碱法,矿浆pH值在12以上,不利于后续的萤石综合回收。本研究针对柿竹园白钨浮选尾矿,采用硫酸为活化剂、水玻璃为抑制剂、733为捕收剂,进行了综合回收萤石的试验研究,最后采用一次粗选、两次扫选和五次精选工艺流程,可获得萤石精矿品位94.31%、回收率70.06%的试验指标。 相似文献
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为在湖南某萤石尾矿中分选出高纯度石英精矿,本研究脱除杂质以提纯石英为原则,综合考察了磁选、反浮选以及预先脱泥的试验条件。结果表明,未预先脱泥条件下,流程采用磁选脱铁—反浮选脱硫—反浮选脱氟—反浮选脱云母,可以得到SiO2品位98.66%、回收率66.07%的石英精矿。在此基础上预先脱除15.44%矿泥后,可以得到SiO2品位99.11%、回收率58.16%的石英精矿。利用萤石尾矿回收高纯度石英的工艺流程能够显著降低尾矿堆存量,同时具有较强的经济效益。 相似文献