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贵州某低铝硅比铝土矿石Al2O3品位为6035%、SiO2含量为1353%,铝硅比为446;含铝矿物主要为一水硬铝石,含硅矿物主要为高岭石、伊利石、绿泥石。为确定该矿石的开发利用工艺进行了选矿试验。结果表明,矿样在一段磨矿细度为-0074 mm占7452%的情况下1粗1扫、粗精矿再磨细度为-0053 mm占8765%的情况下1粗3精2扫、中矿顺序返回闭路正浮选流程脱硅,获得了Al2O3品位为6749%、铝硅比为881、Al2O3回收率达7804%的铝土矿精矿,脱硅效果显著,为下一阶段工作的开展提供了依据。 相似文献
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贵州某高硫高硅铝土矿Al2O3含量为58.36%,S含量为1.85%,硅含量为11.37%,铝硅比为5.13,属典型的高硅高硫铝土矿。为给该矿石开发利用提供依据,进行了浮选试验。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm含量76.18%条件下,以Na2CO3为调整剂,CuSO4·5H2O为活化剂,无机高分子聚合硅酸盐为抑制剂,PG-20为脱硫捕收剂,胺类混合捕收剂为脱硅捕收剂,2#油为起泡剂。采用1粗2精2扫闭路流程处理,可得到Al2O3含量为64.68%、S含量为0.2%、SiO2含量为8.96%、铝硅比为7.22、Al2O3回收率为84.92%的铝土矿精矿,脱硫率达到91.67%,铝硅比提高了2.09。该方法可为此类型铝土矿的开发和利用提供理论支持和借鉴。 相似文献
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简述了铝土矿的化学选矿、生物选矿技术,重点对物理选矿的现状及研究进展进行了分析,指出反浮选脱硅技术是今后铝土矿浮选脱硅最有前途的技术,在未来的研究中将必须重点发展选择性碎磨及高效脱泥设备、开发硅酸盐矿物的高效捕收剂、一水硬铝石的有效抑制剂等反浮选工艺技术。 相似文献
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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
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徐靖 《有色金属(选矿部分)》2004,(1):8-11
作者通过对一个典型的叶蜡石—一水硬铝石型铝土矿浮选法脱除SiO2 的工艺研究 ,阐述了采用反浮选工艺可以达到提高铝土矿中Al2 O3/SiO2 的目的 ,探讨了影响铝土矿中Al2 O3回收的原因 ,提出了在研究浮选法脱除铝土矿SiO2 的工艺中 ,应加强反浮选工艺的研究 ,同时提出开展其它脱硅工艺的研究工作。 相似文献
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针对河南某铝土矿浮选尾矿脱水效果差的问题,以改性聚丙烯酰胺AS3318为絮凝剂、以表面活性剂TLT8840为助滤剂,对该尾矿浆进行脱水试验研究。试验结果表明:当AS3318用量为240 g/t时,可以获得与现场PAM相当的尾矿浆沉降效果;在过滤时间缩短20%的前提下,为了使滤饼水分下降1.5个百分点,现场PAM沉降体系下的浓缩矿浆需添加160 g/t的助滤剂,而在AS3318沉降体系下的浓缩矿浆只需添加80 g/t的助滤剂。所以在沉降阶段选用AS3318作为絮凝剂更为有利。 相似文献
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这是一篇矿物加工工程领域的论文。磷石膏是生产湿法磷酸时产生的副产物。目前,我国磷石膏每年新增排放量较大,存在环保和安全风险,严重制约了磷化工企业的可持续健康发展。针对四川磷石膏中二氧化硅含量高的问题,采用反浮选工艺进行了磷石膏脱硅实验研究。实验结果表明,在矿浆自然pH值为5.3,采用BK421B为捕收剂,通过“一粗一精一扫,中矿顺序返回”的反浮选工艺流程,可以获得产率为89.63%,二水硫酸钙品位为96.85%、SiO2含量为1.85%,二水硫酸钙回收率96.72%的石膏精矿,取得了良好的选矿指标,为磷石膏的资源化利用提供了技术支持。 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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四川省某轻稀土矿山,原矿伴生萤石、重晶石及等多种有用矿物组分,原有选别原则流程分为稀土重选、稀土浮选、重晶石浮选和萤石浮选四个模块。该工艺方案稀土浮选与重晶石萤石浮选属于两套独立的生产系统,同时,又不可避免地存在着稀土浮选精矿品位与回收率受重晶石萤石浮选的回水相互影响等因素,导致了自投产以来稀土品位与回收率均未能达到设计指标。为此,选矿厂对流程开展了许多长期的考查与改进,对稀土浮选工艺进行其它方案可行性研究。最终确立新的工艺方案将独立的稀土浮选取消,形成了重晶石优先浮选,后稀土与萤石混合浮选,再通过湿式高梯度磁选作业回收浮选精矿中稀土的工艺。新的工艺最终达到了重选加浮选稀土综合回收率到72%以上,浮选精矿ROE品位65%以上的良好指标。 相似文献
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以山东某低铝硅比铝土矿为研究对象,为了实现其降铁、降硅的目的,采用磁选和浮选联合工艺流程,获得较好的工艺指标。原矿铝硅比3.18,在磨矿细度-0.074mm 94.55%的条件下,采用"弱磁-强磁-浮选"工艺流程,弱磁场强度1.2×105 A/m,强磁场强度9.6×105 A/m,以碳酸钠为调整剂,用量3 500g/t,六偏磷酸钠为抑制剂,用量40g/t,油酸钠为捕收剂,用量1 200g/t,最终获得精矿产品铝硅比为9.04,铝品位为62.47%,回收率为62.74%。 相似文献
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为开发利用山西某煤下高硫铝土矿,在矿石性质研究的基础上进行反浮选脱硫脱碳试验以达到除杂提质的目标。在磨矿细度为-0.074 mm含量为70.12%,浮选pH值为8.5的条件下,利用Design-Expert软件的Box-Behnken优化得到反浮选的最佳药剂制度为硫酸铜用量为27.48g/t、丁基黄药用量为154.33g/t、松醇油为45.11g/t,在上述条件下实际试验所得产率为90.14%,硫含量为0.39%的铝精矿指标与软件拟合所得方程的预测结果(产率为90.25%,硫含量为0.40%)基本吻合。原矿通过选取优化后条件进行“一粗一精三扫”的闭路浮选提质流程处理后,获得了产率为97.32%、S含量为0.32%、C含量为0.15%的铝精矿以及产率为2.68%、S含量为35.77%的硫精矿,实现了对煤下铝土矿的综合利用。 相似文献
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云南某铜矿,铜品位仅0.47%,氧化率为23.02%;矿物组成虽简单,但对浮选有害的碱性脉石矿物含量较高;总体来看,该矿属低品位难选硫氧混合型铜矿。针对该矿的性质特点,对其进行了浮选试验研究,结果表明:在丁黄药 丁铵黑药(2:1)组合作为捕收剂、其用量150g/t,磨矿细度85%-200目,活化剂硫化钠用量500 g/t的条件下,采用“一粗-一扫-三精”浮选工艺,可获得较好的技术指标,最终铜精矿品位和回收率高达17.56%和90.80%,为低品位难选硫氧混合型铜矿资源的开发利用提供了有力的参考依据。 相似文献
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铝土矿反浮选脱硅技术研究 总被引:1,自引:0,他引:1
以河南某地中等铝硅比矿石为研究对象,围绕着铝土矿反浮选脱硅技术展开系统研究,研发专有分散剂BK500、选择性抑制剂BK501、含铝硅酸盐高效捕收剂BK421。试验采用两次脱泥、脱泥底流反浮选脱硅,最终获得Al2O3回收率为81.20%、铝硅比为10.82的合格精矿。 相似文献