锂辉石浮选尾矿中长石和石英浮选分离

对某地锂辉石浮选尾矿进行长石和石英浮选分离试验,探索了无氟有酸法和有氟有酸法2种浮选工艺.氢氟酸法进行了搅拌擦洗时间、氢氟酸用量、十二胺用量和浮选时间等条件试验,在条件试验的基础上,依次进行了长石浮选开路试验和闭路试验.结果表明,通过“1粗2扫1精”闭路流程试验,可获得K2O、Na2O品位分别为4.13%、7.46%,回收率分别为98.03%、98.42%的长石精矿.对产品进行质量检查,长石精矿、石英精矿(长石浮选尾矿)均达到工业要求,实现了锂辉石浮选尾矿综合利用的目的.     

某铌钽矿尾矿中长石石英的浮选分离回收试验

湖北某铌钽矿石磁选尾矿Na₂O、K₂O、Si O₂含量分别为5.74%、1.37%、69.70%,主要矿物为长石和石英,为分离回收其中的长石和石英进行了浮选试验。结果表明,采用抑石英浮长石1次粗选流程,在草酸用量1 000 g/t、六偏磷酸钠用量1 200 g/t、十八胺用量600 g/t、十二烷基磺酸钠用量300 g/t情况下,得到Na₂O+K₂O品位11.27%的长石精矿,达到工业制备陶瓷对钾钠含量的要求;浮选尾矿Si O₂品位达93.35%,达到玻璃工业原料的指标要求。试验在无氟少酸的条件下实现了尾矿中长石、石英的分离回收,提高了资源的利用率。     

江西某钨锡重选尾矿综合回收石英和长石试验研究

针对江西某钨锡重选尾矿中石英、长石、云母含量高的特点,试验采用磨矿—磁选除铁—脱泥—云母浮选—石英与长石浮选分离的无氟少酸工艺综合回收石英和长石。在试样磨矿细度?0.074 mm含量占73.20%、磁场强度为1.0 T条件下进行磁选除铁,非磁性产品采用静置—虹吸方法脱去?0.020 mm细泥。磨矿—磁选—脱泥等预处理后的样品采用碳酸钠调整矿浆pH=10.5、捕收剂YF-1用量240 g/t 和十二胺用量80 g/t 联合浮选云母。对云母浮选尾矿以Ba2+用量120 g/t活化石英、YF-2用量250 g/t 抑制长石、捕收剂YF-1用量250 g/t 进行石英与长石的浮选分离。石英浮选尾矿即为长石精矿 ,石英精矿通过酸法反浮选长石工艺得到石英精矿和长石副产品。试验获得石英精矿产率25.30%,SiO₂含量99.20%,石英矿物回收率50%;长石精矿产率22.69%,K₂O+Na₂O含量13.16%,长石副产品产率7.68%,K₂O+Na₂O含量9.23%,长石矿物总回收率约79%;云母精矿产率14.50%,K₂O含量7.65%,Na₂O含量1.65%,Al₂O₃ 含量16.40%,云母矿物回收率85%。      

从某钽铌尾矿中回收长石和石英的试验研究

针对某钽铌尾矿中石英和长石含量较高的特点。在对矿样进行工艺矿物学分析基础上，制定了在碱性条件下，先脱杂质矿物。再浮云母。后浮长石和石英的综合回收工艺流程。试验得到的长石产品可达到玻璃及陶瓷Ⅱ级原料的质量标准，其矿物回收率约为70％～75％。石英产品可达到硅铁Ⅱ级及玻璃Ⅱ级原料的质量标准，其矿物回收率约为75％～80％。     

石英与长石浮选分离的新药剂制度

在使用Ｎ－烷基二胺作捕收剂时研究了作为ｐＨ函数的石英，长石和铝土的浮选，二胺烷基长度分别是８、９、１０和１２个碳原子，发同在高ｐＨ值用这些捕收剂浮选时，较短碳氢链长度的烷基二胺对石英有较强的浮选趋势，而对长石的浮选较弱，在使用十二烷基二胺作捕收剂时，研究了加入Ｂｒｉｊ型非离子表面活性剂的影响，进行了加与不加十二烷基磺酸钠的对比试验，结果表明，在所研究的浓度条件下，十二烷基磺酸钠是作为长石的强抑制剂     

灵寿碎云母尾矿综合利用试验研究

本文以灵寿碎云母矿风选的尾矿为研究对象，通过多种条件试验和流程的对比试验，从中分选出产率约26％的云母、15％的长石、40％的石英和5％的钛赤铁矿等四种合格精矿产品，尾矿利用率在85％以上．从而实现了二次资源的综合利用，社会效益、经济效益十分显著。     

某锡尾矿长石、石英无氟分离试验研究

采用无氟工艺对某锡尾矿进行了长石、石英分离,将石英中Si O2含量从77.82%提高到93.71%,同时长石中K2O+Na2O含量从6.67%提高到10.18%,为该尾矿的资源综合利用提供了依据。     

某长石尾矿中含铷云母的浮选回收试验研究

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。     

石英－长石浮选分离的进展

本文总结了石英－长石浮选分离的各种方法，分析了各种方法的机理，提出了关于活化长石表面ＡＬ＿（５）￣（３＋）的新观点，并为石英－长石浮选分离技术的进一步发展提出了可供研究的方向。     

某锡尾矿回收锡工艺试验

云南某锡矿由于锡矿矿石成分复杂、有价金属多、有用矿物的矿石类型为矽卡岩和矽卡岩硫化矿石且其嵌布粒度较细,虽经过浮-重-浮-磁等选矿方法处理后,其尾矿中仍有可供综合利用的有价矿物,采取了重-磁选联合流程选别后取得了一定的经济效益,实现了资源的综合回收利用。     

从某钨重选尾矿中回收钼的浮选试验

某钨重选尾矿含0.02%的钼,具有综合回收价值。对该尾矿进行回收钼的浮选试验,结果表明,在-0.074 mm占40%的粗磨条件下用煤油作捕收剂进行粗选,粗精矿再磨至-0.074 mm占80%后以石灰为pH调整剂、硫化钠和水玻璃为抑制剂进行4次精选,可以获得钼品位为46.39%,钼回收率为68.48%的钼精矿。     

云锡卡房铜硫浮选尾矿中细粒锡石的回收

云锡个旧卡房公司铜硫浮选尾矿锡品位为0.35%,主要含锡矿物锡石不仅嵌布粒度微细,与脉石矿物嵌布关系紧密,而且可浮性或密度也与脉石矿物较接近,导致现场的单一重选工艺仅能获得锡品位为6%左右、锡回收率为50%左右的锡精矿。为高效回收该尾矿中的锡资源,采用浮选—重选工艺进行了选矿试验。结果表明:通过1粗2精2扫闭路浮选,可获得锡品位为8.26%、锡回收率为83.51%的浮选锡精矿;浮选锡精矿通过1次摇床重选,可获得锡品位为40.70%、回收率为68.95%的重选精矿,以及锡品位为1.72%、回收率为14.56%的重选尾矿,该重选尾矿可作为烟化工艺回收锡的原料。因此,试验确定的工艺流程是该尾矿的高效选锡流程。     

调整剂添加顺序对石英、长石浮选的影响

调整剂在捕收剂之前或之后添加,对石英及硅酸盐类矿物浮选产生的影响引起关注。在十二胺盐酸盐用量为70 mg/L的前提下,通过改变无机、有机调整剂与捕收剂的添加顺序,分别对石英与长石纯矿物进行了浮选试验。试验结果表明：六偏磷酸钠、淀粉先添加较后添加,对石英浮选抑制效果更好;对于长石,六偏磷酸钠先添加抑制效果更好,淀粉后添加比先添加抑制作用更强。红外光谱显示：十二胺盐酸盐与两种矿物均存在静电吸附、氢键作用,六偏磷酸钠只与长石存在吸附,淀粉对石英、长石无吸附作用。     

有机二元酸对长石、石英浮选分离的作用及其机理

在十二胺捕收剂体系中,研究了丙二酸、丁二酸、己二酸、癸二酸和草酸对长石和石英浮选行为的影响。结果表明:在十二胺体系中,pH=2的条件下,有机二元酸对长石和石英都有活化作用。有机二元酸对长石的活化强弱顺序依次为草酸、丙二酸、丁二酸、己二酸和癸二酸。有机二元酸对石英的活化强弱顺序依次为丙二酸、丁二酸、己二酸、癸二酸和草酸。草酸可以作为在十二胺体系中,在强酸性条件下,实现长石与石英的浮选分离的有效调整剂。     

从锡尾矿中回收有价金属的进展及相关建议

评述了从锡矿山尾矿中回收有价金属的进展状况与存在的问题,总结了我国锡矿山尾矿的特点及难以再选的原因,并在归纳和分析国内外现有研究的基础上,针对当前新形势下锡尾矿中有价金属的综合回收提出了相应的思考和建议,包括有待解决的关键问题以及今后需加强研究的重点等,以供参考。     

白云鄂博稀土浮选尾矿选铁试验研究

利用高梯度磁选装置对白云鄂博稀土浮选尾矿(TFe=18%)进行了选铁试验研究,并分析了磁场强度、矿浆流速、矿浆浓度对选别效果的影响。结果表明,在粗选磁场强度0.8T、精选磁场强度0.3T、矿浆流速4.167cm/s、矿浆浓度20%的条件下,获得的铁精矿品位为46.06%、回收率为53.8%。     

石英粉去除铝、钾、钠的研究

采用浮选法和超声波酸浸法去除石英粉中的铝、钾、钠杂质,用原子吸收分光光度计分析经浮选和酸浸处理的样品中铝、钾、钠杂质的含量。结果表明,较佳的除杂工艺参数是:在pH=2,十八胺浓度范围为8.0×10-7～8.0×10-6mol/L,十二烷基磺酸钠的浓度为4×10-6mol/L时浮选;浸出的混合酸为18%的盐酸和2%的氢氟酸,浸出温度为50℃,超声波酸浸处理1h。在此条件下,可使石英中铝含量从128×10-6下降到14×10-6,钠含量从114.7×10-6下降到1.2×10-6,钾含量从8.6×10-6下降到0.4×10-6,达到高纯石英砂的标准。