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内蒙古某铷多金属矿主要有价元素是铷和钽铌,Rb2O品位为0.11%、(Ta, Nb)O5含量为222.9 g/t,铷主要以类质同像形式存在于云母和钾长石中,少量赋存于钠长石中,钽铌矿物主要是烧绿石。为回收铷和钽铌资源,在原矿工艺矿物学研究的基础上开展了选矿试验研究,采用“强磁选+重选回收钽铌-中性浮选含铷云母-无氟有酸浮选含铷长石”的工艺流程,硫酸调节矿浆pH值,CK-Y1+DDA组合捕收浮选云母,SDS+DDA组合捕收浮选长石,全流程闭路试验获得产率为0.17%、(Ta, Nb)O5品位为4.33%、(Ta, Nb)O5回收率为33.22%的钽铌精矿和产率为70.26%、Rb2O品位为0.134%、Rb2O回收率为87.49%的综合铷精矿产品,尾矿中Rb2O品位为0.045%,实现了矿石中铷资源的充分回收和伴生钽铌资源的有效回收。 相似文献
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某难选铷矿石选矿预富集试验 总被引:1,自引:0,他引:1
我国西部某大型铷矿床资源储量约10万t,矿石中的铷呈分散状态赋存在钾长石及铁锂云母中,主要脉石矿物钠长石和石英不含铷。根据铁锂云母有弱磁性、钾长石的可浮性与石英相差较大的特点,以强磁选富集矿石中的含铷矿物铁锂云母、浮选富集矿石中的含铷矿物钾长石的磁浮联合流程进行了铷预富集试验。结果表明,Rb2O含量为0.13%的矿石在磨矿细度为-0.074 mm占65%的情况下,以PL为石英等硅酸盐矿物的强抑制剂、EZ+十二胺为长石类矿物的捕收剂,经1次强磁选,1粗1扫2精、中矿合并再选的浮选流程处理,获得了Rb2O品位为0.39%、回收率为69.91%的铷精矿。 相似文献
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为综合回收某极低品位难选氧化锌矿,在探索试验的基础上确定了反浮选工艺。试验分别考查了再磨磨矿细度、抑制剂用量及捕收剂用量等条件对浮选指标的影响。闭路试验结果表明,采用反浮选工艺进行氧化锌选别,在磨矿细度为-0.038 mm占68%,水玻璃用量为50 g/t,硫化钠用量为250 g/t,捕收剂Pr用量为80 g/t的条件下,对含Zn 1.99%的给矿进行闭路试验,可获得锌精矿Zn品位16.22%、Zn回收率76.29%的良好指标。研究结果可为极低品位难选氧化锌的浮选回收提供借鉴。 相似文献
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某长石尾矿Rb_2O品位为0.54%,主要矿物为云母和长石,Rb_2O主要赋存在云母矿物中。为了综合回收该尾矿中的铷,分别考察了矿浆在酸性(pH=3.0)和中性(pH=7.3)环境中,矿石不磨(-74μm占10%)与矿石粒度磨至-74μm占50%时的闭路试验指标。结果表明,矿石不磨时,酸性矿浆环境闭路试验和中性矿浆环境闭路试验所得精矿指标差异不大,精矿中Rb_2O品位分别为1.24%和1.21%,Rb_2O回收率分别为67.93%和67.72%。矿石磨矿至粒度-74μm占50%时,酸性矿浆环境闭路试验和中性矿浆环境闭路试验所得精矿指标差异较大,精矿中Rb_2O品位分别为1.04%和1.21%,Rb_2O回收率分别为80.91%和79.10%。BK414与十二胺联合使用,在中性矿浆环境中可实现云母与长石的浮选分离。研究结果可为开发利用该类型含铷云母矿物提供参考。 相似文献
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某低品位云母—长石型铷矿原矿品位Rb_2O 0.11%。为了回收该铷矿资源,采用浮选回收含铷长石、云母从而回收铷。试验研究结果表明,在酸性条件下,通过云母和部分易浮长石混合浮选—难浮长石浮选的闭路试验流程,可获得混合精矿品位为Rb_2O 0.3106%,回收率为54.24%,长石精矿品位为Rb_2O 0.2311%,回收率为37.08%,总铷精矿品位为Rb_2O0.2725%,回收率为91.32%的技术指标。 相似文献
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广西某低品位锰矿石含锰7.34%、含硫6.47%,锰主要以碳酸锰形式存在。针对矿石性质,对锰的回收进行了浮选、跳汰重选、摇床重选、湿式强磁选探索试验,试验结果表明,湿式强磁选是处理该矿合理的工艺流程。通过一次粗选、两次精选、一次扫选强磁选、中矿返回再选的试验流程,获得锰品位17.24%、硫品位4.81%、锰回收率81.11%的磁精矿,将磁精矿磨矿至-74μm占90%,进行一次粗选一次扫选脱硫,最终获得锰品位19.72%、硫品位0.78%、锰回收率80.25%的锰精矿。 相似文献
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针对江西某低品位石墨型钒矿的特点,采用优先浮石墨—石墨尾矿再选钒的工艺,在钒浮选作用,用GZS作抑制剂,用混合胺作捕收剂回收石墨和钒.在原矿碳品位6.71%、V2O5品位0.41%时,获得碳品位92.06%、回收率95.85%的石墨精矿和V2O5品位2.26%、回收率77.86%的钒精矿,实现了石墨和钒的综合回收. 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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甘肃某金矿为低品位氧化矿石,金矿物为自然金,自然金颗粒以微细粒为主,且有37.04%以包裹金形式赋存。在矿石特征分析的基础上进行了常规浮选、重选、全泥氰化三种工艺流程对比,最终确定用全泥氰化工艺回收金。通过全泥氰化指标各影响因素的优化探讨试验,得出了最佳选别条件:磨矿细度-200目占85%、保护碱石灰用量为2000g/t、PH=10-11、氰化钠用量800g/t、浸出时间4h、矿浆浓度40%、底炭密度15g/L、吸附时间8h。在此条件下,进行氰化炭浸综合条件平行试验,可获得金浸出率93.15%、金吸附率99.45%、金总回收率92.63%的较好指标。 相似文献
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云南某硫化铅锌矿中Pb的品位为6.82%、Zn的品位为21.03%,主要脉石矿物是方解石、白云石等,且矿石中含黄铁矿较多,对铅锌选矿造成一定的影响.对该矿采用优先浮选的工艺流程,通过条件试验确定各浮选作业的最佳技术参数.最终,通过铅硫混选选铅,铅硫混选产品进行铅硫分选,铅硫分选尾矿进行锌硫分选,中矿依次返回上一作业;选... 相似文献
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磷硅酸盐型稀土矿是一类重要的稀土资源,该矿石矿物元素组成复杂,矿石结构嵌布紧密,主要含稀土矿物为菱黑稀土矿,其稀土元素理论品位低,且与脉石矿物可浮性相近,分选难度高,开发利用困难。针对某低品位磷硅酸盐型稀土矿开展矿物学及选矿技术研究,以形成适于低品位磷硅酸盐稀土矿开发利用的选矿技术。以REO品位为1.46%的某磷硅酸盐型稀土矿石为研究对象,采用单一浮选工艺,选用自主研发的浮选捕收剂RFS,经一次粗选、两次扫选、三次精选闭路流程,获得了REO品位23.25%,REO回收率为78.03%的稀土精矿,为磷硅酸盐稀土矿资源的开发利用提供借鉴。 相似文献
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庞威 《有色金属(选矿部分)》2018,(3):26-31
依据矿石特点,在磨矿细度为-74μm占67.83%的条件下,对1#样和2#样的混合样(重量比6∶4)采用优先浮铅后浮锌的工艺流程,实现了对铅、锌、银三种有价金属矿物的回收。铅浮选阶段为一次粗选、三次精选、两次扫选,锌浮选阶段为一次粗选、两次精选、两次扫选,获得铅精矿含铅59.06%、铅回收率87.07%,锌精矿含锌63.02%、锌回收率94.38%,铅精矿中含银为3 703.31 g/t、银回收率90.63%。 相似文献
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针对某极贫磁铁矿石性质特点,采取粗粒湿式预选技术对某极贫磁铁矿进行了有效经济的选别,获得了较好的选别指标,为开发利用极贫磁铁矿资源提供了科学的理论依据. 相似文献