CN106583027A - 一种碳酸盐型高硅铝土矿的选矿方法 - Google Patents
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Abstract
本发明涉及一种碳酸盐型高硅铝土矿的选矿方法,属于矿物加工技术领域。该方法主要包括以下步骤:首先将碳酸盐型高硅铝土矿(原矿)进行破碎、筛分、磨矿、分级,然后将分级后的铝土矿采用粗选‑扫选‑精选的浮选方法进行选别,得到不同品质的铝土矿粗精矿和中矿,将浮选所得铝土矿粗精矿及中矿产品按比例进行配矿得到混合矿,将混合矿与稀盐酸混合并反应,固液分离,得到酸浸液和酸浸渣,清洗、干燥酸浸渣得到浸出精矿,浸出精矿与氧化铝的质量百分数大于50%的中矿合并得到高铝硅比、高Al2O3品位的合格铝土矿。针对碳酸盐型高硅铝土矿,本发明提供的两段“浮选脱硅‑稀盐酸浸出”的新工艺,与传统工艺相比能获得更好的选别指标。
Description
技术领域
本发明涉及碳酸盐型高硅铝土矿的选矿方法,属于矿物加工技术领域。
背景技术
铝土矿是指工业上能利用的,以三水铝石、一水软铝石或一水硬铝石为主要矿物组成的矿石统称,是具有广泛应用的战略型矿物原料。目前国内外开采的铝土矿原矿因其SiO2、CaO和MgO等杂质含量较高,需进行选别处理后才能被利用。传统的铝土矿选别工艺一般是采用正浮或反浮选来脱除SiO2、CaO和MgO,以提高铝品位。对于碳酸盐型高硅铝土矿的,碳酸盐型脉石矿物的可浮性与铝土矿相似,因此,采用传统的单一浮选工艺处理碳酸盐型高硅铝土矿只能降低SiO2含量以提高铝硅比,而不能有效脱除其中的碳酸盐杂质。目前,仍缺乏一种能有效处理碳酸盐型高硅铝土矿的选矿方法。
发明内容
为了解决上述技术问题,本发明提供一种处理碳酸盐型高硅铝土矿的方法,在有效降低SiO2含量提高铝硅比的同时,能有效去除矿石中的碳酸盐杂质以提高Al2O3品位。
本发明的技术方案:首先将碳酸盐型高硅铝土矿(原矿)进行破碎、筛分、磨矿、分级并控制一定的粒度,然后将分级后的铝土矿采用粗选-扫选-精选的浮选方法进行选别,得到不同品质的铝土矿粗精矿和中矿,根据实际情况将部分浮选所得铝土矿粗精矿及中矿产品按比例进行配矿得到混合矿,将混合矿与稀盐酸混合并反应,固液分离,得到酸浸液和酸浸渣,清洗、干燥酸浸渣得到浸出精矿,浸出精矿与氧化铝的质量百分数大于50%的中矿合并得到高铝硅比、高Al2O3品位的合格铝土矿。
一种碳酸盐型高硅铝土矿的选矿方法,具体步骤如下:
(1)将原矿进行破碎、筛分、磨矿、分级至-0.074 mm占80~90%,得到细粒级铝土矿矿样;
(2)将步骤(1)细粒级铝土矿矿样进行粗选,得到粗选精矿和粗选中矿;
(3)将步骤(2)粗选中矿进行扫选,得到扫选精矿和扫选中矿;
(4)将步骤(1)粗选精矿与步骤(3)扫选精矿合并,然后进行精选,得到精选精矿和精选中矿;将氧化铝的质量百分数小于40%的精选中矿再次返回粗选或精选;
(5)将步骤(4)精选精矿和氧化铝的质量百分数为40~50%精选中矿进行配矿得到混合矿,其中混合矿中氧化铝的质量百分数大于40%,二氧化硅的质量百分数不大于6%;
(6)将步骤(5)的混合矿按照固液质量比为1:2~4与稀盐酸溶液混合均匀,在温度为20~30℃条件下,反应5~10min,然后进行固液分离得到酸浸液和酸浸渣,清洗、干燥酸浸渣得到浸出精矿;
(7)将步骤(4)中氧化铝的质量百分数大于50%的精选中矿与步骤(6)中浸出精矿合并得到铝土矿精矿。
所述步骤(2)中粗选药剂为油酸钠200~400g/t,水玻璃600~1000g/t,和二号油60~100g/t。
所述步骤(3)中扫选药剂为油酸钠100~200g/t和二号油20~50g/t。
所述步骤(4)中精选药剂为水玻璃100~200g/t和二号油10~30g/t。
所述步骤(6)中稀盐酸溶液的质量百分数浓度为18~25%。
所述碳酸盐型高硅铝土矿的主要脉石矿物为石英等硅酸盐矿物及白云石、方解石等碳酸盐矿物。
本发明所需稀盐酸的用量主要与铝土矿中白云石、方解石等碳酸盐矿物的含量有关,稀盐酸的量根据以下化学方程式计算可得:
2H++CO3 2-=H2O+CO2。
采用稀盐酸浸出的方法,不仅能有效去除铝土矿中的碳酸盐矿物,还能将其中的SiO2进一步脱除。
本发明的有益效果是:
(1)针对于碳酸盐型高硅铝土矿,本发明不仅能够有效进行脱硅,还能有效降低白云石、方解石等碳酸盐杂质含量,能保证得到高铝硅比、高Al2O3品位的合格铝土矿;
(2)采用稀盐酸浸出铝土矿,不仅能有效去除铝土矿中的碳酸盐矿物,还能将其中的SiO2进一步脱除,得到高Al2O3品位的铝土矿。
附图说明
图1为本发明的工艺流程图;
图2为本发明实施例1的工艺流程图;
图3为本发明对比例1的工艺流程图。
图4为本发明实施例2的工艺流程图。
图5为本发明对比例2的工艺流程图。
图6为本发明实施例3的工艺流程图。
图7为本发明对比例3的工艺流程图。
具体实施方式
下面结合附图和具体实施方式,对该发明作进一步的说明。
实施例1:本实施例以高品位的云南碳酸盐型高硅铝土矿为研究对象,矿石中Al2O3品位为42.94%,SiO2含量17.30%,铝硅比为2.48;脉石矿物主要为石英、白云石、高岭石和方解石等。
如图1和2所示,一种碳酸盐型高硅铝土矿的选矿方法,具体步骤如下:
(1)将原矿进行破碎、筛分、磨矿、分级至-0.074 mm占80%,得到细粒级铝土矿矿样;
(2)在步骤(1)细粒级铝土矿矿样中依次加入油酸钠400g/t,水玻璃1000g/t,和二号油100g/t,粗选4 min,得到粗选精矿和粗选中矿;其中粗选精矿中氧化铝的质量百分数为46.42%,二氧化硅的质量百分数为6.27%,氧化铝与二氧化硅的质量比为7.40:1;
(3)在步骤(2)粗选中矿中依次加入油酸钠200g/t和二号油50g/t,进行一次扫选2min,得到一次扫选精矿和一次扫选中矿;其中一次扫选精矿中氧化铝的质量百分数为41.20%,二氧化硅的质量百分数为8.64%,氧化铝与二氧化硅的质量比为4.77:1 ;
(4)在步骤(3)一次扫选中矿中依次加入油酸钠200g/t和二号油50g/t,进行二次扫选2min,得到二次扫选精矿和尾矿;其中二次扫选精矿中氧化铝的质量百分数为39.27%,二氧化硅的质量百分数为8.38%,氧化铝与二氧化硅的质量比为4.68:1;
(5)将步骤(1)粗选精矿、步骤(3)一次扫选精矿和步骤(4)二次扫选精矿合并,然后依次加入水玻璃200g/t和二号油30g/t,进行一次精选3min,得到一次精选精矿和一次精选中矿;其中一次精选精矿中氧化铝的质量百分数为41.37%,二氧化硅的质量百分数为9.69%,氧化铝与二氧化硅的质量比为4.27:1;一次精选中矿中氧化铝的质量百分数为52.42%,二氧化硅的质量百分数为8.23%,氧化铝与二氧化硅的质量比为6.37:1;
(6)在步骤(5)的一次精选精矿中依次加入水玻璃200g/t和二号油30g/t,进行二次精选3min,得到二次精选精矿和二次精选中矿;其中二次精选精矿中氧化铝的质量百分数为40.85%,二氧化硅的质量百分数为5.98%,氧化铝与二氧化硅的质量比为6.83:1;二次精选中矿中氧化铝的质量百分数为62.21%,二氧化硅的质量百分数为8.44%,氧化铝与二氧化硅的质量比为7.37:1;
(7)将步骤(6)的二次精选精矿与浓度为25%的稀盐酸溶液混合均匀,其中固液质量比为1:4,在温度为20℃条件下,反应5min,然后进行固液分离得到酸浸液和酸浸渣,将酸浸渣清洗至pH值为7左右,固液分离,干燥,得到浸出精矿;
(8)将步骤(5)中一次精选中矿、步骤(6)中二次精选中矿与步骤(7)中浸出精矿合并得到铝土矿精矿。
对比例1:本对比例的矿物研究对象与实施例1相同;如图3所示,本对比例采用传统的单一浮选工艺技术进行选别,碳酸盐型高硅铝土矿的选矿方法,具体步骤如下:
(1)将原矿进行破碎、筛分、磨矿、分级至-0.074 mm占80%,得到细粒级铝土矿矿样;
(2)在步骤(1)细粒级铝土矿矿样中依次加入油酸钠400g/t,水玻璃1000g/t,和二号油100g/t,粗选4min,得到粗选精矿和粗选中矿;
(3)在步骤(2)粗选中矿中依次加入油酸钠200g/t和二号油50g/t,进行一次扫选2min,得到一次扫选精矿和一次扫选中矿;
(4)在步骤(3)一次扫选中矿中依次加入油酸钠200g/t和二号油50g/t,进行二次扫选2min,得到二次扫选精矿和二次扫选中矿;
(5)将步骤(1)粗选精矿、步骤(3)一次扫选精矿和步骤(4)二次扫选精矿合并,然后依次加入水玻璃200g/t和二号油30g/t,进行一次精选2min,得到一次精选精矿和一次精选中矿;一次精选中矿再次返回到粗选流程;
(6)在步骤(5)的一次精选精矿中依次加入水玻璃200g/t和二号油30g/t,进行二次精选2min,得到二次精选精矿和二次精选中矿;二次精选中矿再次返回到一次精选流程;
(7)在步骤(6)的二次精选精矿中依次加入水玻璃200g/t和二号油30g/t,进行三次精选2min,得到三次精选精矿和三次精选中矿;三次精选中矿再次返回到二次精选流程;
(8)在步骤(7)的三次精选精矿中依次加入水玻璃200g/t和二号油30g/t,进行四次精选2min,得到铝土矿精矿和四次精选中矿;四次精选中矿再次返回到三次精选流程;
实施例1与对比例1选取的铝土矿精矿的选别指标如表1所示:
表 1
从表1可以看出,铝土矿精矿产率仅仅只相差了7.03个百分点,Al2O3品位提高了16.07个百分点,铝硅比提高了2.13,精矿Al2O3回收率提高了7.82个百分点,因此本发明方法优越于传统的单一浮选方法。
实施例2:本实施例以低品位的云南碳酸盐型高硅铝土矿为研究对象,矿石中Al2O3品位为18.73%,SiO2含量8.34%,铝硅比为2.24;矿石中CaO含量为7.63%,MgO含量为8.42%,CaO和MgO主要以方解石和白云石的形式存在,脉石矿物主要为石英、白云石、高岭石和方解石等。
如图1和4所示,一种碳酸盐型高硅铝土矿的选矿方法,具体步骤如下:
(1)将原矿进行破碎、筛分、磨矿、分级至-0.074 mm占85%,得到细粒级铝土矿矿样;
(2)在步骤(1)细粒级铝土矿矿样中依次加入油酸钠200g/t,水玻璃600g/t,和二号油60g/t,粗选4min,得到粗选精矿和粗选中矿;其中粗选精矿中氧化铝的质量百分数为35.62%,二氧化硅的质量百分数为7.25%,氧化铝与二氧化硅的质量比为4.91:1;
(3)在步骤(2)粗选中矿中依次加入油酸钠100g/t和二号油20g/t,进行扫选2min,得到扫选精矿和扫选中矿;其中扫选精矿中氧化铝的质量百分数为32.54%,二氧化硅的质量百分数为9.38%,氧化铝与二氧化硅的质量比为3.47:1;
(4)将步骤(1)粗选精矿和步骤(3)扫选精矿合并,然后依次加入水玻璃100g/t和二号油30g/t,进行一次精选3min,得到一次精选精矿和一次精选中矿;其中一次精选精矿中氧化铝的质量百分数为36.52%,二氧化硅的质量百分数为6.84%,氧化铝与二氧化硅的质量比为5.34:1;一次精选中矿中氧化铝的质量百分数为27.63%,二氧化硅的质量百分数为10.67%,氧化铝与二氧化硅的质量比为2.59:1;一次精选中矿再次返回到粗选流程;
(5)在步骤(4)的一次精选精矿中依次加入水玻璃100g/t和二号油10g/t,进行二次精选3min,得到二次精选精矿和二次精选中矿;其中二次精选精矿中氧化铝的质量百分数为43.32%,二氧化硅的质量百分数为5.97%,氧化铝与二氧化硅的质量比为7.26;二次精选中矿中氧化铝的质量百分数为39.27%,二氧化硅的质量百分数为10.97%,氧化铝与二氧化硅的质量比为3.58:1;二次精选中矿再次返回到一次精选流程;
(6)将步骤(5)的二次精选精矿与浓度为18%的稀盐酸溶液混合均匀,其中固液质量比为1:2,在温度为25℃条件下,反应10min,然后进行固液分离得到酸浸液和酸浸渣,将酸浸渣清洗至pH值为7左右,固液分离,干燥,得到浸出精矿,即为铝土矿精矿
对比例2:对比例的矿物研究对象与实施例2相同;如图5所示,本对比例采用传统的单一浮选工艺技术进行选别,碳酸盐型高硅铝土矿的选矿方法,具体步骤如下:
(1)将原矿进行破碎、筛分、磨矿、分级至-0.074 mm占85%,得到细粒级铝土矿矿样;
(2)在步骤(1)细粒级铝土矿矿样中依次加入油酸钠200g/t,水玻璃600g/t,和二号油60g/t,粗选4min,得到粗选精矿和粗选中矿;
(3)在步骤(2)粗选中矿中依次加入油酸钠100g/t和二号油20g/t,进行一次扫选2min,得到一次扫选精矿和一次扫选中矿;
(4)将步骤(1)粗选精矿和步骤(3)一次扫选精矿合并,然后依次加入水玻璃100g/t和二号油10g/t,进行一次精选3min,得到一次精选精矿和一次精选中矿;一次精选中矿再次返回到粗选流程;
(5)在步骤(4)的一次精选精矿中依次加入水玻璃100g/t和二号油10g/t,进行二次精选3min,得到二次精选精矿和二次精选中矿;二次精选中矿再次返回到一次精选流程;
(6)在步骤(5)的二次精选精矿中依次加入水玻璃100g/t和二号油10g/t,进行三次精选3min,得到三次精选精矿和三次精选中矿;三次精选中矿再次返回到二次精选流程;
(7)在步骤(6)的三次精选精矿中依次加入水玻璃100g/t和二号油10g/t,进行四次精选3min,得到四次精选精矿和四次精选中矿;四次精选中矿再次返回到三次精选流程;
(8)在步骤(7)的四次精选精矿中依次加入水玻璃100g/t和二号油10g/t,进行五次精选3min,得到铝土矿精矿和五次精选中矿;五次精选中矿再次返回到四次精选流程。
实施例2与对比例2选取的铝土矿精矿的选别指标如表2所示:
表 2
从表2可以看出,铝土矿精矿产率仅仅只相差了0.14个百分点,Al2O3品位提高了17.70百分点,铝硅质量比提高了3.43,精矿Al2O3回收率提高了6.24个百分点,因此本发明方法优越于传统的单一浮选方法。
实施例3:本实施例以高品位的广西碳酸盐型高硅铝土矿为研究对象,矿石中Al2O3品位为27.64%,SiO2含量8.67%,铝硅比为3.19;脉石矿物主要为石英、白云石、高岭石和方解石等。
如图1和6所示,一种碳酸盐型高硅铝土矿的选矿方法,具体步骤如下:
(1)将原矿进行破碎、筛分、磨矿、分级至-0.074 mm占90%,得到细粒级铝土矿矿样;
(2)在步骤(1)细粒级铝土矿矿样中依次加入油酸钠300g/t,水玻璃800g/t,和二号油80g/t,粗选4 min,得到粗选精矿和粗选中矿;其中粗选精矿中氧化铝的质量百分数为45.57%,二氧化硅的质量百分数为5.82%,氧化铝与二氧化硅的质量比为7.83:1;
(3)在步骤(2)粗选中矿中依次加入油酸钠150g/t和二号油40g/t,进行一次扫选2min,得到一次扫选精矿和一次扫选中矿;其中一次扫选精矿中氧化铝的质量百分数为44.37%,二氧化硅的质量百分数为6.53%,氧化铝与二氧化硅的质量比为6.79:1;
(4)在步骤(3)一次扫选中矿中依次加入油酸钠150g/t和二号油30g/t,进行二次扫选2min,得到二次扫选精矿和二次扫选中矿;其中二次扫选精矿中氧化铝的质量百分数为43.86%,二氧化硅的质量百分数为7.68%,氧化铝与二氧化硅的质量比为5.71:1;
(5)将步骤(1)粗选精矿、步骤(3)一次扫选精矿和步骤(4)二次扫选精矿合并,然后依次加入水玻璃150g/t和二号油20g/t,进行一次精选2min,得到一次精选精矿和一次精选中矿;其中一次精选精矿中氧化铝的质量百分数为46.38%,二氧化硅的质量百分数为6.15%,氧化铝与二氧化硅的质量比为7.54:1;一次精选中矿中氧化铝的质量百分数为41.67%,二氧化硅的质量百分数为 7.76%,氧化铝与二氧化硅的质量比为5.37:1;
(6)在步骤(5)的一次精选精矿中依次加入水玻璃150g/t和二号油20g/t,进行二次精选2min,得到二次精选精矿和二次精选中矿;其中二次精选精矿中氧化铝的质量百分数为51.67%,二氧化硅的质量百分数为5.76%,氧化铝与二氧化硅的质量比为9.11:1;二次精选中矿中氧化铝的质量百分数为43.67%,二氧化硅的质量百分数为6.89%,氧化铝与二氧化硅的质量比为6.34:1;
(7)在步骤(6)的二次精选精矿中依次加入水玻璃150g/t和二号油20g/t,进行三次精选2min,得到三次精选精矿和三次精选中矿;其中三次精选精矿中氧化铝的质量百分数为52.67%,二氧化硅的质量百分数为5.38%,氧化铝与二氧化硅的质量比为9.79;三次精选中矿中氧化铝的质量百分数为50.22%,二氧化硅的质量百分数为6.69%,氧化铝与二氧化硅的质量比为7.51:1;
(8)将步骤(7)的三次精选精矿与步骤(5)的一次精选中矿、步骤(6)的二次精选合并得到混合矿,混合矿的氧化铝的质量百分数为48.67%,二氧化硅的质量百分数为7.12%,氧化铝与二氧化硅的质量比为6.83;再将混合矿与浓度为20%的稀盐酸溶液混合均匀,其中固液质量比为1:3,在温度为30℃条件下,反应6min,然后进行固液分离得到酸浸液和酸浸渣,将酸浸渣清洗至pH值为7左右,固液分离,干燥,得到浸出精矿;
(9)将步骤(7)中三次精选中矿与步骤(8)中浸出精矿合并得到铝土矿精矿。
对比例3:本对比例的矿物研究对象与实施例3相同;如图7所示,本对比例采用传统的单一浮选工艺技术进行选别,碳酸盐型高硅铝土矿的选矿方法,具体步骤如下:
(1)将原矿进行破碎、筛分、磨矿、分级至-0.074 mm占90%,得到细粒级铝土矿矿样;
(2)在步骤(1)细粒级铝土矿矿样中依次加入油酸钠150g/t,水玻璃800g/t,和二号油80g/t,粗选4min,得到粗选精矿和粗选中矿;
(3)在步骤(2)粗选中矿中依次加入油酸钠150g/t和二号油40g/t,进行一次扫选2min,得到一次扫选精矿和一次扫选中矿;
(4)将步骤(2)粗选精矿、步骤(2)一次扫选精矿合并,然后依次加入水玻璃100g/t和二号油20g/t,进行一次精选3min,得到一次精选精矿和一次精选中矿;一次精选中矿再次返回到粗选流程;
(6)在步骤(5)的一次精选精矿中依次加入水玻璃150g/t和二号油20g/t,进行二次精选3min,得到二次精选精矿和二次精选中矿;二次精选中矿再次返回到一次精选流程;
(7)在步骤(6)的二次精选精矿中依次加入水玻璃150g/t和二号油20g/t,进行三次精选3min,得到三次精选精矿和三次精选中矿;三次精选中矿再次返回到二次精选流程;
(8)在步骤(7)的三次精选精矿中依次加入水玻璃150g/t和二号油20g/t,进行四次精选3min,得到铝土矿精矿和四次精选中矿;四次精选中矿再次返回到三次精选流程;
实施例3与对比例3选取的铝土矿精矿的选别指标如表3所示:
表 3
从表3可以看出,铝土矿精矿产率仅仅只相差了2.08个百分点,Al2O3品位提高了12.30个百分点,铝硅比提高了2.71,精矿Al2O3回收率提高了9.44个百分点,因此本发明方法优越于传统的单一浮选方法。
Claims (5)
1.一种碳酸盐型高硅铝土矿的选矿方法,其特征在于,具体步骤如下:
(1)将原矿进行破碎、筛分、磨矿、分级至-0.074 mm占80~90%,得到细粒级铝土矿矿样;
(2)将步骤(1)细粒级铝土矿矿样进行粗选,得到粗选精矿和粗选中矿;
(3)将步骤(2)粗选中矿进行扫选,得到扫选精矿和扫选中矿;
(4)将步骤(1)粗选精矿与步骤(3)扫选精矿合并,然后进行精选,得到精选精矿和精选中矿;将氧化铝的质量百分数小于40%的精选中矿再次返回粗选或精选;
(5)将步骤(4)精选精矿和氧化铝的质量百分数为40~50%精选中矿进行配矿得到混合矿,其中混合矿中氧化铝的质量百分数大于40%,二氧化硅的质量百分数不大于6%;
(6)将步骤(5)的混合矿按照固液质量比为1:2~4与稀盐酸溶液混合均匀,在温度为20~30℃条件下,反应5~10min,然后进行固液分离得到酸浸液和酸浸渣,清洗、干燥酸浸渣得到浸出精矿;
(7)将步骤(4)中氧化铝的质量百分数大于50%的精选中矿与步骤(6)中浸出精矿合并得到铝土矿精矿。
2.根据权利要求1所述碳酸盐型高硅铝土矿的选矿方法,其特征在于:步骤(2)中粗选药剂为油酸钠200~400g/t,水玻璃600~1000g/t,和二号油60~100g/t。
3.根据权利要求1所述碳酸盐型高硅铝土矿的选矿方法,其特征在于:步骤(3)中扫选药剂为油酸钠100~200g/t和二号油20~50g/t。
4.根据权利要求1所述碳酸盐型高硅铝土矿的选矿方法,其特征在于:步骤(4)中精选药剂为水玻璃100~200g/t和二号油10~30g/t。
5.根据权利要求1所述碳酸盐型高硅铝土矿的选矿方法,其特征在于:步骤(6)中稀盐酸溶液的质量百分数浓度为18~25%。
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Cited By (4)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN109622241A (zh) * | 2019-02-02 | 2019-04-16 | 郑州广益达资源新技术有限公司 | 多级矿物自流浮选系统及矿物浮选方法 |
CN111302369A (zh) * | 2020-02-14 | 2020-06-19 | 中国铝业股份有限公司 | 一种高碳酸盐铝土矿的处理方法 |
CN114480866A (zh) * | 2020-11-13 | 2022-05-13 | 内蒙古君成科技有限公司 | 一种重熔离心浮选分级提纯铝硅铁合金的方法 |
CN114985116A (zh) * | 2022-05-18 | 2022-09-02 | 中国铝业股份有限公司 | 一种低品位高钙铝土矿的选矿方法 |
Citations (7)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US4108639A (en) * | 1976-07-09 | 1978-08-22 | Johns-Manville Corporation | Process for recovering platinum group metals from ores also containing nickel, copper and iron |
CN102744144A (zh) * | 2012-05-29 | 2012-10-24 | 邢台兴国蓝晶石制造有限公司 | 一种制备蓝晶石矿的选矿方法 |
CN102936660A (zh) * | 2012-10-26 | 2013-02-20 | 武汉工程大学 | 从含钒石煤焙烧渣中浸取钒的方法 |
CN103555938A (zh) * | 2013-10-29 | 2014-02-05 | 昆明理工大学 | 一种高含泥氧化铜矿的选冶方法 |
CN103611624A (zh) * | 2013-11-27 | 2014-03-05 | 中南大学 | 一种处理低品位混合铜矿的浮选-酸浸联合工艺 |
CN105149085A (zh) * | 2015-08-06 | 2015-12-16 | 中南大学 | 一种复杂低品位氧化铜矿的浮选酸浸工艺 |
CN105435954A (zh) * | 2015-12-09 | 2016-03-30 | 昆明理工大学 | 一种提高硫化铜镍矿浮选中矿铜镍回收率的方法 |
-
2016
- 2016-12-13 CN CN201611144892.8A patent/CN106583027B/zh active Active
Patent Citations (7)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US4108639A (en) * | 1976-07-09 | 1978-08-22 | Johns-Manville Corporation | Process for recovering platinum group metals from ores also containing nickel, copper and iron |
CN102744144A (zh) * | 2012-05-29 | 2012-10-24 | 邢台兴国蓝晶石制造有限公司 | 一种制备蓝晶石矿的选矿方法 |
CN102936660A (zh) * | 2012-10-26 | 2013-02-20 | 武汉工程大学 | 从含钒石煤焙烧渣中浸取钒的方法 |
CN103555938A (zh) * | 2013-10-29 | 2014-02-05 | 昆明理工大学 | 一种高含泥氧化铜矿的选冶方法 |
CN103611624A (zh) * | 2013-11-27 | 2014-03-05 | 中南大学 | 一种处理低品位混合铜矿的浮选-酸浸联合工艺 |
CN105149085A (zh) * | 2015-08-06 | 2015-12-16 | 中南大学 | 一种复杂低品位氧化铜矿的浮选酸浸工艺 |
CN105435954A (zh) * | 2015-12-09 | 2016-03-30 | 昆明理工大学 | 一种提高硫化铜镍矿浮选中矿铜镍回收率的方法 |
Cited By (5)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN109622241A (zh) * | 2019-02-02 | 2019-04-16 | 郑州广益达资源新技术有限公司 | 多级矿物自流浮选系统及矿物浮选方法 |
CN111302369A (zh) * | 2020-02-14 | 2020-06-19 | 中国铝业股份有限公司 | 一种高碳酸盐铝土矿的处理方法 |
CN114480866A (zh) * | 2020-11-13 | 2022-05-13 | 内蒙古君成科技有限公司 | 一种重熔离心浮选分级提纯铝硅铁合金的方法 |
CN114985116A (zh) * | 2022-05-18 | 2022-09-02 | 中国铝业股份有限公司 | 一种低品位高钙铝土矿的选矿方法 |
CN114985116B (zh) * | 2022-05-18 | 2024-03-26 | 中国铝业股份有限公司 | 一种低品位高钙铝土矿的选矿方法 |
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