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相似文献
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1.
某钽铌原矿经“阶段磨矿—阶段重选”工艺获得回收率大于90%的钽铌精矿。经化学分析,钽铌尾矿中钽铌品位较低,但有价组分锂含量较高且赋存在云母中,钾长石和钠长石含量也较高。为提高矿产资源利用率,回收钽铌尾矿中的其他有价矿物,对钽铌尾矿进行了综合回收试验研究。试验考虑优先回收锂云母和长石,钽铌可作为副产品富集。但由于该尾矿中Fe2O3含量为0.17%,会影响长石产品的白度,因此综合回收需要采用强磁选工艺除铁回收长石,同时采用浮选法回收锂云母、重选法富集钽铌。在优化条件试验的基础上进行了全流程综合回收试验,最终可获得长石产品(产率71.48%、Fe2O3≤0.006%)、锂云母精矿(Li2O品位3.51%、回收率77.66%)和钽铌精矿(Ta2O5品位4.06%、回收率30.17%,Nb2O5品位4.07%、回收率36.39%),较好地实现了该钽铌尾矿中有价矿物的综合回收利用。  相似文献   

2.
甘肃某非金属矿主要矿物组成为石英、长石、云母,矿石中伴生有锂、铷、钽、铌等有价金属。针对矿石中钽铌比重大、具有磁性且矿石泥化严重、云母嵌布特性复杂等性质特点,采用“高梯度磁选、摇床精选钽铌—钽铌磁选尾矿脱泥浮选云母—云母粗精矿和钽铌精选尾矿合并再磨精选云母—云母浮选尾矿进行长石石英分离”的工艺流程,获得了Ta_(2)O_(5)+Nb_(2)O_(5)品位和回收率分别为30.16%、55.85%的钽铌精矿;Li_(2)O、Rb_(2)O品位分别为3.28%、0.59%,回收率分别为92.80%、42.35%的云母精矿;Rb_(2)O品位为0.18%、回收率为49.51%的长石精矿和SiO_(2)品位为99.23%的石英精矿,长石精矿和云母精矿中Rb_(2)O总回收率为91.86%,钽铌精矿和石英精矿可作为合格产品直接销售,云母精矿和长石精矿作为后续冶炼工艺提取锂铷的原料,研究结果为矿石的综合利用提供了技术依据和支撑。  相似文献   

3.
为了提高铌钽精矿的质量和品级,针对粗精矿中电气石的比磁化系数和钽铌矿接近,介电常数与锡石相近,后续提纯难以分离的问题,对钽铌粗精矿进行了分级重选—磁选—电选的联合工艺流程试验,研究获得了含Nb2O5 48.595%、Ta2O5 4.468%,回收率Nb2O5为59.03%、Ta2O5为54.37%的铌钽精矿。试验矿物回收率达到国内领先水平,同时其他有用矿物也得到了综合回收利用。  相似文献   

4.
河南某钽铌多金属矿中Nb2O5、Ta2O5含量分别为236 g/t、56 g/t,达到工业开采指标要求;原矿中有用矿物主要为铌钽铁矿,还伴生电气石、长石,脉石矿物则主要为石英、磁铁矿、黑云母等;铌钽铁矿以针状或柱状形式被电气石包裹,嵌布粒度较细;电气石为铁电气石,嵌布粒度粗;长石与石英结合紧密;根据矿石性质,采用阶段磨矿—磁选粗选富集—再磨—重选精选联合流程进行选矿试验,获得产率为0.02%的铌钽精矿,其中Nb205和Ta2O5含量分别为44.61%和10.29%,回收率分别为37.81%和36.75%;采用重选—浮选工艺对联合流程的磁选尾矿进行分选,获得K2O+ Na2O含量为11.75%的长石精矿,其产率和回收率分别为36.17%和52.36%;对联合流程的重选尾矿采用摇床分选,获得了B203含量为8.31%的电气石精矿,其产率和回收率分别为4.90%和55.66%,通过适宜的联合工艺流程,实现了对该矿产资源中钽铌矿、电气石、长石的综合回收.  相似文献   

5.
为了实现江西某低品位铁锂云母矿的资源综合利用,在工艺矿物学及试验研究的基础上,提出了采用"重—磁—浮"联合选矿工艺流程,并针对该矿泥化程度高的问题,进行了磨矿细度、脱泥、捕收剂种类及用量条件试验,确定了回收锂、钽铌、锡、长石及铁等有价组分的全开路流程。在原矿仅含Ta2O50.0041%、Nb2O50.0047%、Li2O 0.63%的基础上,获得了含Ta2O515.28%、回收率37.35%的钽铌精矿,含Sn 42.76%、回收率38.48%的锡精矿,含Li2O 3.1%、回收率75.48%的锂云母精矿,并使得长石精矿达到了特级品质量标准。  相似文献   

6.
辽宁翁泉沟地区含铀硼铁矿中铀、硼资源丰富,主要以晶质铀矿和硼镁石的形式存在,某选矿厂含铀硼铁矿选铁尾矿中U、B2O3品位分别为0.013 3%、14.05%。为了提高该选铁尾矿中铀、硼资源的利用率,进行了矿物特征自动定量分析系统(AMICS)测试、化学分析、铀硼元素的平衡计算和粒度分析,探明了尾矿中的矿物存在形式、粒度分布、解离特性、元素分布等特征,根据试样性质,制定了“微细粒铀、硼矿物强化物理场预富集—摇床精选—重选尾矿浮选”的重—浮联合工艺分选流程。试验结果表明:通过优化离心分选、摇床分选、浮选的操作,获得了铀精矿中U品位0.151 8%,U作业回收率60.16%,硼精矿中B2O3品位14.76%,B2O3作业回收率94.84%的分选指标;铀矿物主要分布在-74μm细粒级中,U分布率为77.13%,硼矿物主要分布在-38μm细粒级中,B2O3分布率为84.67%;和原工艺指标相比,选铁尾矿中U、B2...  相似文献   

7.
非洲某钽铌砂矿矿石性质及预选工艺研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
为了给中国某矿业公司开发非洲某钽铌砂矿提供依据,首先对该矿矿石进行了工艺矿物学研究,结果表明:矿石中钽、铌的含量分别达到了97.4 g/t和1 044.2 g/t,远远超过了工业开采指标要求;有用矿物除铌铁矿外,还伴生钛铁矿、锡石、锆石以及独居石、钍石等,脉石矿物则主要为石英、长石;有用矿物嵌布粒度较粗,且基本都已经单体解离,同时它们与石英、长石的重选分离难易度处于“较易”范围;矿石中+3 mm粒级的产率达21.10%,但钽、铌在其中的分布率只有3.04%和1.33%。根据工艺矿物学研究结果,采用原矿按3 mm筛分抛尾、筛分精矿跳汰抛尾、跳汰精矿按0.5 mm分级摇床精选的工艺流程进一步进行了预选试验,获得了预选精矿产率为0.71%,Ta2O5、Nb2O5、Sn、ZrO2品位分别为1.21%、12.93%、7.12%、14.97%,相应回收率分别为89.45%、90.04%、87.16%、70.58%的较好指标,并使钛、钍、铪、铈也得到了富集。下一步将对预选精矿开展有用矿物互相分离的深选试验。  相似文献   

8.
对浙江某萤石尾矿中锂的赋存状态开展详细的研究,并对锂的回收潜力进行评价。工艺矿物学研究表明,尾矿中的含锂矿物为铁锂云母、白云母和金云母,三类云母矿物中的平均锂含量分别为4.16%、0.47%和0.51%,其中62.82%分布于铁锂云母中,故要重点加强对铁锂云母的分选。但由于白云母、金云母与铁锂云母的浮游性能相似,在浮选过程中将一并进入到锂云母精矿,导致云母精矿Li2O品位偏低而无法得到合格的产品。但是可以采用强磁选法从云母精矿中分离出合格的铁锂云母精矿。也可以采用强磁选法处理给矿,将铁锂云母、褐铁矿和软锰矿分选到磁性产品中,然后用阳离子浮选法从磁性产品中浮选得到铁锂云母精矿。采用浮选—磁选法技术或和磁选—浮选法需通过选矿试验进一步确定。   相似文献   

9.
某钽铌重选尾矿中的锂云母浮选试验研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
研究了从某钽铌矿重选尾矿中回收锂云母时矿浆pH值调整剂、抑制剂、捕收剂对浮选效果的影响,结果表明,pH值调整剂Na2CO3的用量为1000g/t、抑制剂水玻璃用量为1600g/t、采取阴阳离子捕收剂联合作用(阴离子捕收剂731的用量为400g/t、阳离子捕收剂十二胺用量为90g/t)条件下,浮选效果最佳。在此基础上,确定采用"一粗二精二扫"的闭路试验流程,最终获得的锂云母的精矿(Li2O)品位为4.40%,回收率64.17%。  相似文献   

10.
某尾矿中稀土的赋存状态及其综合回收研究   总被引:2,自引:0,他引:2  
研究了某选厂尾矿的化学成分、矿物组成以及稀土元素的赋存形式、分布特征和解离性等,据此提出了重—浮联合流程综合回收稀土的方案,结果表明,可获得品位50.98%、回收率51.66%的稀土精矿,并为铁的综合回收创造了条件。  相似文献   

11.
对国外某地钒钛磁铁矿贫矿中伴生磷(P2O54.19%)进行了综合回收试验研究。结果表明:采用弱磁选—强磁选—浮选联合工艺流程,不仅能有效选别钛磁铁矿、钛铁矿,还可综合回收该资源中伴生的磷,得到产率为9.85%、品位为36.76%的优质磷精矿。  相似文献   

12.
研究了某斑岩型铜矿中主要伴生钼金属矿物的工艺矿物学特征,根据矿石性质,试验确定了适合该矿石的铜钼混选-铜钼分离-尾矿磁选回收磁性铁的工艺流程,实现了有价金属元素的综合回收。  相似文献   

13.
云南澜沧某铅锌多金属硫化矿矿石嵌布粒度细、共生关系复杂,为了解决铅锌精矿互含、铅精矿中伴生银回收率较低的问题,本文采用了自主研发的铅捕收剂WX-1,对铅浮选有较好选择性。采用优先浮铅的工艺流程,在磨矿细度为-0.074mm占75%的条件下,铅浮选的粗选段采用石灰抑制含铁矿物,采用ZnSO_4+Na_2CO_3+Na_2SO_3作为锌抑制剂组合使用,采用WX-1与乙硫氮作为铅的捕收剂组合使用;在锌浮选的粗选段采用硫酸铜作为选铅尾矿中锌的活化剂,丁基黄药作为锌捕收剂。最终经过闭路流程,得到铅品位为54.89%、铅回收率为90.38%,含银品位为2 498.53g/t、银回收率为84%的铅精矿和锌品位为40.46%、锌回收率为80.98%的锌精矿,实现了铅、锌的有效分离,并提高了伴生银的回收率。  相似文献   

14.
某多金属矿矿石为低品位含金难处理铜矿石,在生产的过程中,伴生金的回收效果不佳。发挥药剂的协同作用,采用丁基铵黑药和Z-200的组合用药,强化含金硫化铜矿的浮选。采用尼尔森重选—浮选联合选别工艺,能获得金品位高达1 243.5 g/t的重选金精矿,金的综合回收率73.79%,较单一浮选工艺,在选铜指标相近的情况下,金的回收率提高了7.11%。尼尔森重选预先回收了大部分颗粒金,减少了金在浮选作业中的损失,达到了早收多收的目的。  相似文献   

15.
产自中国西部的一种铜锡矿石,属较难选的复杂铜锡矿,根据矿石的工艺矿物学特点,首先采用浮选回收其中的硫化物矿物,得到铜品位达15.81%,铜回收率为73.14%的铜精矿和硫品位为34.59%,硫回收率为70.99%的硫精矿,使矿石中的铜和硫得到了有效回收。然后采用重选-浮选联合流程回收浮铜尾矿中的锡,得到锡品位为35.02%,锡回收率为20.95%的锡精矿和3种锡中矿。这表明,采用浮选-重选-浮选联合流程可以综合回收这种铜锡矿石中的铜、锡和硫。  相似文献   

16.
某锡多金属矿综合回收选矿试验研究   总被引:2,自引:2,他引:0  
对某锡多金属矿中伴生元素进行了选矿试验研究,针对该矿的矿石性质,采用优先浮选的工艺流程,实现了铜、铅、锌、银、硫的综合回收.其中铜、铅、锌、硫品位分别为20.06%、60.04%、50.06%、36.28%,回收率分别为86.31%、83.73%、88.50%、73.10%,伴生银在各种选矿产品中得到富集回收,银总回收率达到94%以上.  相似文献   

17.
从某尾矿中综合回收硫化矿的试验研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
许方  王优平 《矿冶工程》2009,29(5):58-60
对某重选尾矿进行了再选回收试验研究。选用钼铜混浮-分离、混浮尾锌硫混浮-分离的部分混合浮选流程, 小型闭路试验可获得钼精矿含Mo 56.08%、钼金属回收率98.43%, 铜精矿含Cu 15.78%、回收率90.74%, 锌精矿含Zn 45.84%、回收率80.51%的选别指标, 成功地回收了重选尾矿中的钼、铜、锌矿物。本研究成果对同类型多金属矿的综合回收利用具有一定的指导作用。  相似文献   

18.
针对某铜钼矿的矿石性质,确定了"铜钼混选—粗精矿再磨—铜钼分离"工艺,采用常规药剂制度,实验室获得的闭路试验指标为铜精矿品位30.40%、铜回收率93.94%,钼精矿品位46.51%、钼回收率74.89%。与原工艺相比,在铜品位大幅提高的情况下,铜回收率提高了8.94个百分点,综合回收了品位大于45%的钼精矿。  相似文献   

19.
钽铌矿性质复杂,伴生矿物多,钽铌回收率较低。为提高某钽铌矿山浓密机底流、锂云母精矿、螺旋分级机返砂中钽铌的综合回收率,分别进行了离心机-摇床、摇床、浮重工艺流程回收钽铌3个工艺试验研究,结果表明:3个工艺分别使钽铌的回收率达到59.51%、16.48%和60.85%,实现了钽铌资源的有效回收。  相似文献   

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