某红柱石矿的选矿工艺研究

某红柱石矿床矿石中，红柱石晶体粗大，晶型完整采用磨擦筛选－重介质－磁选－浮选－磁选联合工艺流程，最终获得不同粒级的骨料和粉料红柱石精矿，选矿工艺指标合理。     

河南西峡红柱石选矿试验研究

本文研究河南西峡红柱石矿的性质和选矿工艺流程。并介绍了红柱石的用途,原矿物质组成,矿石的结构、构造及红柱石在矿石中的嵌布特性等。从而制定了合理的选矿工艺流程,对开发和利用红柱石矿物资源的可行性提供了重要的途径。     

甘肃漳县红柱石矿浮选工艺的研究

主要介绍了甘肃漳县红柱石矿的工艺矿物学研究及浮选工艺研究。结果表明,采用脱泥＝酸性浮选－强磁选选矿艺流程可以从漳县红柱石矿中回收红柱石矿的含量为９０．２５％、Ａｌ２Ｏ３含量为５６．６２％、Ｆｅ２Ｏ３含量１．４６％的红柱石精矿,各项指标均已满足工业要求。该流程结构简单,过程稳定,分选过程中没有添加有毒药剂。     

某含铁红柱石选矿试验研究

对某含铁红柱石进行了选矿试验研究，确定了脱泥—浮选—磁选—酸浸的联合工艺流程。试验结果表明，品位21．43％的红柱石原矿，经选别后精矿品位为91．02％，回收率为63．5％，精矿中其他成分也都达到了工业用高铝矿物精矿质量要求。     

辽宁某红柱石矿选矿试验研究

对辽宁某红柱石矿进行了选矿试验研究,并通过试验确定了脱泥—浮选—磁选—酸浸的工艺流程,得到了符合质量要求的红柱石精矿和磁铁矿。     

含碳红柱石矿石选矿实验研究

本文为含碳红柱石矿石的选矿试验研究,经条件试验及流程试验,提出了选别该矿石的工艺流程及药剂制度.     

内蒙古某红柱石矿选矿试验研究

试验采用两种联合流程,分别获得了粗粒(≤1 mm)和细粒(-200目占90%)两种红柱石精矿产品,其中合格精矿的总产率为20.26%,总回收率为85.45%,达到国家一级品标准要求.     

内蒙古某红柱石矿选矿试验

内蒙古某低品位红柱石矿采用传统的重选-正浮选-强磁选工艺难以生产出高品质的红柱石精矿。对传统流程进行了优化,即在正浮选前增设了1次以脱云母为主要对象的反浮选作业、减少了1次精选作业,对改进工艺的工艺技术条件进行了研究。在试验确定的工艺技术条件下获得了Al2O3品位为60.13%、红柱石回收率为61.32%的红柱石精矿,精矿品质达到了红柱石最高等级标准。     

伟晶状红柱石选矿工艺试验研究

伟晶状红柱石矿石属难选矿石。脉石密度大，且比磁化系数低．矿石经过预选、重选（摇床）、强磁选作业，可以生产符合标准要求的三个粒级红柱石精矿：－３．２＋１．６ｍｍ，Ａｌ＿２Ｏ＿３５７．０１％，Ｆｅ＿２Ｏ＿３０．７４％；－１．６＋０．５ｍｍ，Ａｌ＿２Ｏ＿３５７．４２％，Ｆｅ＿２Ｏ＿３０．５８％；－０．５ｍｍ，Ａｌ＿２Ｏ＿３５６．４５％，Ｆｅ＿２Ｏ＿３０．４２％。各种类型强磁选机工业和半工业试验表明，ＣＰＲ－６型于式双盘电磁强磁选机优于其它类型强磁选机，能获得低铁高铝红柱石精矿，且回收率高。试验研究中同时解决了细粒级红柱石不易回收的选矿工艺问题。     

河南某红柱石矿选矿工艺研究

在对河南某红柱石矿矿石性质进行研究的基础上,通过大量试验确定了干式强磁选抛尾-重介质粗选-分级干式强磁精选-摇床和湿式强磁选强化回收的选别工艺流程。采用该流程,取得了精矿总产率为5.46%,总纯度为97.11%,红柱石总回收率为65.95%的试验指标,为该矿的开发利用提供了可行性技术方案。     

辽宁某菱镁矿可选性研究

针对辽宁某菱镁矿石中主要杂质矿物是石英，且石英的嵌布粒度很细的特点，将矿石细磨到-200目占90%，以SE为捕收剂，在碱性条件下采用一次粗选一次精选的反浮选工艺流程，可以得到产率为73.31%，MgO品位为47.39%，SiO₂含量为0.28%的菱镁矿精矿。     

新疆某高硅低品位赤铁矿石选矿试验

对新疆某高硅低品位难选赤铁矿石采用阶段磨矿、阶段高梯度强磁选-反浮选原则流程进行了开发利用工艺技术条件研究。结果表明,用磨矿-强磁粗选-粗精矿再磨-强磁精选-强磁精矿1粗1精反浮选、精选尾矿返回流程处理,可获得铁品位为61.10%、铁回收率为65.63%的铁精矿。     

铁坑褐铁矿选矿工艺研究

通过铁坑褐铁矿磨矿细度、强磁选、浮选、浮选中间产品选矿的试验,磨矿-强磁-再磨反浮选流程试验,磨矿-强磁-再磨强磁-反浮选流程试验和扩大连续选矿试验,制定了铁坑褐铁矿选矿的合理工艺流程,并确定磨矿-强磁选-再磨强磁选-反浮选工艺为选厂工业设计推荐流程,较好地解决了褐铁矿选矿工艺问题。     

北京周口店红柱石的结构特征与可选性评价

研究了周口店红柱石的工艺矿物特征。结果表明 ,其特殊结构—筛孔状结构是红柱石矿难选的主要原因     

西藏某金矿石可选性试验研究

对西藏某难处理金矿石进行了可选性试验研究。单一浮选和重—浮联合流程的对比试验结果表明,重—浮联合流程所获得的金精矿金回收率指标较单一浮选工艺略高,但其流程更加复杂,金品位较低。单一浮选工艺,采用硫酸为活化剂,经一粗一精一扫,可获得品位71.92g/t、回收率96.40%的金精矿,尾矿含金可降至0.17g/t,该选别指标较为理想。