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以辽宁某萤石矿为研究对象,通过纯矿物、实际矿物浮选试验以及接触角测试、红外光谱分析对比2种不同植物油酸对萤石的浮选效果。纯矿物试验结果显示,植物油酸b对萤石的捕收性及选择性优于植物油酸a;接触角测试结果显示,植物油酸a与b作用于萤石纯矿物后接触角均由亲水角转变为疏水角,当植物油酸b用量为50mg/L时接触角为最大的112.7°,此时萤石可浮性最好。红外光谱测试结果显示植物油酸b能够在萤石表面发生较强的化学吸附。最终选择植物油酸b进行实际矿物浮选试验,拟定粗选磨矿细度为-0.074mm粒级含量占71.60%,粗选抑制剂为水玻璃,精选抑制剂为六偏磷酸钠,再磨细度为-0.043mm粒级含量占56.70%,进行一粗一扫六精,中矿顺序返回工艺流程。最终可获得CaF2品位为97.89%回收率为79.61%的萤石精矿。 相似文献
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大陆槽氟碳铈矿No.1号矿体矿物组成复杂,且风化严重,属难选矿。选矿厂现有的选矿工艺存在品位和收率不能同时保证、生产稳定性差等问题,急需进行改善。针对此情况,本研究在No.1矿体上选取10个代表性矿样进行工艺矿物学分析,通过X射线荧光光谱、X射线粉晶衍射、扫描电子显微镜—能谱、矿物表征自动定量分析系统对矿体样品进行表征,得到了矿物的化学组成、物相组成、嵌布特征和粒级分布的研究,对后续选矿工艺改进提供了支撑。研究结果表明：（1）稀土氧化物主要成分为CeO2,La2O3,TREO为5.23%,以赋存于氟碳铈矿中为主,脉石矿物主要为长石、方解石、石英、天青石及萤石。（2）在磨矿至75μm时,稀土矿物氟碳铈矿、氟碳铈镧矿仍与主要脉石矿物方解石、天青石、重晶石、萤石等发生二元嵌布,三元包裹的关系。从矿物的比重、磁性考虑,为保证选矿品位和回收率,本矿样应以浮选及强磁选为主,磨矿细度应在-75μm达到80%左右。 相似文献
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香格里拉铜钼多金属矿石中主要的可利用成分为钼、铜,伴生有钨等成分。为在选冶利用中选择合理高效的可利用方法,工艺矿物学研究主要针对矿石中可利用成分和相关伴生成分开展了赋存状态研究,特别是钼、铜金属矿物存在形式及其对选矿利用的影响进行了分析,为最终实现该类型矿石的高效合理利用提供基础依据。选矿实验采用"浮选-磁选-重选"联合工艺流程,获得钼精矿品位52.34%,钼回收率71.32%;铜精矿品位22.68%,铜回收率71.91%;钨精矿品位36.13%,钨回收率57.27%,从而实现了该矿中钼、铜、钨等有用元素的综合回收,验证了工艺矿物学研究结果的正确性。 相似文献
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肃北硫磺矿床矿石中有用矿物为自然硫,硫品位一般在23%～36%。一直采用土法焚烧熔炼回收硫磺,造成环境污染和硫资源的浪费。通过对硫磺矿石进行物质组成研究和实验室流程选矿试验研究,确定了合理的工艺流程。矿石经一段开路和一段闭路磨矿后,采用最佳配比混合抑制剂及其他优化条件进行浮选,获得回收率为92.46%、含S80.78%的工业用硫磺精矿,为该硫磺矿的合理开发利用提供了科学依据。 相似文献
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合理开发利用内蒙古东升庙低品位磷矿资源,针对其矿石性质和赋存状态,对该难选磷矿进行了系统的选矿试验研究。通过正-反浮选工艺流程,最终获得的闭路试验指标为:磨矿细度-0.074mm89.50%,原矿品位P2O5 7.30%、MgO 5.42%,精矿品位P2O5 32.37%、MgO 1.10%,回收率84.73%。 相似文献
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通过对金矿石化学及矿物组成、自然金形态、嵌布粒度、嵌布方式等深入研究,查明了该矿石性质。利用浮选法和氰化法进行可选性试验研究,浮选试验精矿品位为46.86 g/t,回收率达85.14%,氰化试验最高浸出率96.38%。综合分析认为,采用浮选法选矿较合理。 相似文献
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新疆中天山地区热水沉积形成的马鞍桥铅锌矿床在成矿后期形成了穿插早期层状、似层状矿体的脉状紫色萤石-闪锌矿矿石。紫色萤石和闪锌矿中气液相L-V型流体包裹体的均一温度呈双峰式分布, 主要分布在140℃～260℃和260℃～442℃两个区间内, 且有少量高于470℃的流体包裹体存在, 指示其成矿流体由中高温和低温两个端员组成。同时, 测得脉状矿石的成矿流体盐度为1.91 ～6.30 Wt% (NaCl) 和11.93～21.82 Wt% (NaCl) 。激光Raman光谱分析显示紫色萤石中气液相L-V型流体包裹体的气相组分主要为CH4、C2H6和C3H8等低分子烷烃及少量的H2S和N2 , 指示形成这种脉状矿石的热液由中高温的岩浆气液与低温、高盐度的油田热卤水混合而成。 相似文献
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四川某稀土尾矿中CaF2品位为24.67%,属于中低品位伴生萤石矿资源,具有一定的经济回收价值。根据该尾矿中主要脉石矿物组成及嵌布特性,经选矿试验研究,获取最佳萤石回收工艺流程。结果表明,在一段磨矿细度-0.074mm占60.16%条件下,采用调整剂碳酸钠、抑制剂酸化水玻璃、捕收剂OZ,经“1次粗选、2次粗精选、1次扫选”的试验流程得到萤石粗精矿;萤石粗精矿在二段磨矿细度-0.074 mm占79.26%条件下,采用抑制剂WS,捕收剂油酸,经“1次精粗选、7次精选、2次扫选”的闭路试验流程,最终获得含CaF2含量97.43%、回收率50.72%的萤石精矿1,CaF2含量93.25%、回收率25.97%的萤石精矿2,萤石总回收率76.69%,实现了对该稀土矿尾矿中萤石的回收。 相似文献
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通过对贵州织金稀土磷矿中高品位磷质条带和白云质条带两类矿石的工艺矿物学研究,查明了矿石的矿物组成、稀土元素和微量元素的赋存特性等,着重研究在不同粒级下的不同化学组分的分布情况、富集规律及相互关系,从降Si、Mg、Fe角度考虑,为原矿的破碎工序和选矿方案选择提供依据。研究结果表明,磷质条带属于高品位钙镁质磷块岩,P2O5平均品位为35%,w(MgO)平均为1.37%,w(SiO2)平均为5.76%,磷灰石是主要的有用矿物,含量为74.95%,与白云石、石英、方解石、黄铁矿等矿石紧密镶嵌共生;白云质条带其P2O5品位平均为8.35%,Mg含量相对较高,w(MgO)平均为14.58%,w(SiO2)平均为8.12%,白云质条带属于低品位钙镁质磷块岩,磷灰石是主要的有用矿物,含量22.99%,这种互层型磷块岩的主要脉石矿物有白云石、石英、黄铁矿等。 相似文献
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老挝某氧化铅锌矿中含Pb 2.87%、Zn 13.80%、Ag 143.90 g/t,矿石性质及结构较复杂,选别难度较大。为充分回收该矿石资源,对其进行了详细的浮选试验研究。通过对选别条件逐级优化,确定磨矿细度为-0.074mm占90.46%。选铅部分以Na2CO3为调整剂,水玻璃作为抑制剂,Na2S作为活化剂,丁基黄药和异戊基黄药为组合捕收剂,2#油为起泡剂;选锌部分以六偏磷酸钠为分散剂,Na2S为活化剂,KZF为捕收剂。通过选铅“二粗三精三扫”,选铅尾矿再选锌通过“一粗二精二扫”中矿循环返回的大开路小闭路流程,获得铅品位45.28%、回收率77.78%的铅精矿,锌品位34.13%、回收率89.38%的锌精矿。铅精矿中银品位为1016.38 g/t、回收率为34.82%;锌精矿中银品位为193.43 g/t、回收率为48.58%,较好地实现了对该矿石资源的综合回收利用。 相似文献
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<正> 一、前言河下硫铁矿属于煤系沉积类型,位于山西省阳泉市东南。矿石品位贫富差别较大,目前存在着大量贫矿石不能回收利用的问题。为了充分利用这一矿产资源,我们在为地质评价所做的选矿试验报告基础上,对选矿工艺流程进一步做了浮选试验、重选试验和浮选浓度对比试验,均取得了较好的结果,为今后合理地开发和利用这一地区的矿产资源,提供了一定的依据。本试验所提供的浮选流程,具有流程结构简单、药剂消耗量低、磨矿粒度粗和浮选时间 相似文献
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本文研究了我国各类型铀矿床矿石的可选性及适宜的选矿方法;对不同的矿石用不同选矿或选矿-水冶联合流程,可有效地提高水冶供矿品位和回收伴生元素,降低水冶成本。最后,作者就如何提高矿床经济效益提出了结论和建议。 相似文献
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选铁尾矿综合回收利用低品位磷、钛、钴技术工业化应用 总被引：2，自引：0，他引：2
丰宁招兵沟低品位磷矿特点为中品位磁铁矿、低品位磷矿等共生。通过对选铁尾矿的研究,确定了常温无碱浮选回收磷矿物、合理的重-磁选联合工艺回收钛铁矿物、浮选工艺回收硫钴矿物的选矿工艺路线,并实现了工业化。 相似文献
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对贵州省织金地区低磷层磷块岩型稀土矿石进行XRF、ICP、SEM/EDS、FIB-SEM分析。矿石中P2O5含量为9.97%、稀土总量为899.52μg/g,稀土以钇和镧、铈、钕为主。稀土元素赋存状态研究表明,稀土元素以类质同象形式赋存在胶磷矿中。采用浮选机反浮选方法进行选矿工艺研究。实验筛选出NECP6号为捕收剂,对捕收剂种类、用量、磨矿时间、硫酸用量和磷酸用量等浮选工艺条件进行了实验研究,结果表明:当NECP6号捕收剂用量为2.8 kg/t,磨矿时间25 min,硫酸用量为6.5 kg/t,磷酸用量为24 kg/t,浮选5 min情况下浮选效果最好,实验样品经一粗一精选别,精矿品位从原矿品位10.64%提升到20.58%,回收率81.30%,尾矿品位降至3.69%,浮选效果较好。 相似文献
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针对宜昌磷矿北部某矿区磷矿矿石性质及可选特性,进行了单一反浮选试验、重液浮沉试验和重介质-反浮选联合工艺扩大试验,并对试验结果进行了综合评价。结果表明,采用重介质-反浮选联合工艺,比较适合该矿开发利用,在分选介质密度2.415g/cm3,磨矿细度-200目(-0.076mm)含量63.70%,原矿P2O5品位20.81%、Mg O含量6.08%时,获得了精矿产率54.69%、P2O5品位30.58%、Mg O含量0.87%,磷回收率80.36%的选矿指标。试验研究结果为该类矿石的合理开发利用提供了参考。 相似文献