CN110404668A - 一种未完全风化粉石英的选矿提纯方法 - Google Patents
一种未完全风化粉石英的选矿提纯方法 Download PDFInfo
- Publication number
- CN110404668A CN110404668A CN201910724769.0A CN201910724769A CN110404668A CN 110404668 A CN110404668 A CN 110404668A CN 201910724769 A CN201910724769 A CN 201910724769A CN 110404668 A CN110404668 A CN 110404668A
- Authority
- CN
- China
- Prior art keywords
- ore
- reverse flotation
- quartz
- primary
- concentrate
- Prior art date
- Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
- Pending
Links
Classifications
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
- B03B—SEPARATING SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS
- B03B9/00—General arrangement of separating plant, e.g. flow sheets
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
- B03D—FLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
- B03D1/00—Flotation
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
- B03D—FLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
- B03D3/00—Differential sedimentation
- B03D3/06—Flocculation
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
- B03D—FLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
- B03D2203/00—Specified materials treated by the flotation agents; specified applications
- B03D2203/02—Ores
- B03D2203/04—Non-sulfide ores
Landscapes
- Glass Compositions (AREA)
- Separation Of Suspended Particles By Flocculating Agents (AREA)
Abstract
本发明公开了一种未完全风化粉石英矿的选矿提纯方法,利用广西上林粉石英矿为原料,经过擦洗,二次筛分,选择性絮凝和反浮选工序;其中选择性絮凝的絮凝矿浆浓度为25%,沉降时间30~45min,絮凝剂六偏磷酸钠和分散剂水玻璃混合物重量比为1∶10~15;反浮选用浓硫酸4000~7000g/t矿石,水玻璃1300~3300g/t矿石,比例1.5~2∶1的混合胺和煤油混合物450~900g/t矿石;得到含SiO2 99.26%、Al2O3 0.20%、Fe2O3 0.018%、TiO2 0.10%的粉石英精矿产品。本发明适合应用于部分风化较完全,且杂质含量低的粉石英矿,具有显著的经济效益、社会效益和生态效益。
Description
技术领域
本发明属于选矿技术领域,涉及石英提纯技术,具体涉及一种含微细混层杂质矿物的未完全风化粉石英的选矿提纯方法。
背景技术
广西上林粉石英矿是目前广西区内发现的储量最大的未完全风化粉石英矿,原矿含SiO2 94.32%、Al2O3 2.15%、Fe2O3 0.043%、TiO2 0.21%、烧失量1.52%,含粉率81.33%,白度为67.61%,原矿-325目粒级产品白度67.57%,矿物成份都主要是石英,还有少量的绢云母(部分水云母)、高岭石等混层矿物,大部分石英的粒度都很细小,不容易与绢云母(部分水云母)、高岭石选别开来。如果不能有效去除绢云母(部分水云母)、高岭石等混层矿物,将影响粉石英精矿的纯度,不利于该粉石英矿的开发利用。
经过检索,我们未查到任何关于含微细混层杂质矿物的未完全风化粉石英的选矿方法的公开文献。
发明内容
本发明的目的是针对含微细混层杂质矿物的未完全风化粉石英矿,提供一种较有效去除未完全风化粉石英矿中微细混层杂质矿物的选矿提纯方法。
本发明的技术方案是:利用广西上林粉石英矿为原料,原矿经过擦洗→一次筛分→二次筛分→选择性絮凝→反浮选的工序,得到纯度较高的粉石英精矿产品,同时尾矿可作为高档的复合肥载体填料利用,矿山和加工厂实现无尾化处理。
本发明是这样实现的:
一种未完全风化粉石英矿的选矿提纯方法,是利用含SiO2 94.32%、Al2O32.15%、Fe2O3 0.043%、TiO2 0.21%的广西上林粉石英矿为原料,先经过20min以上搅拌擦洗,+0.045mm以上粒级中SiO2>99%、Al2O3<0.3%,达到了预先获得部分粗级合格石英产品的目的,经综合分析擦洗矿浆浓度条件试验结果、试验条件和综合效率,擦洗矿浆浓度为50%为宜。此时,合格产品的产率达18%以上。
对原矿经擦洗和筛分后含量为94%~95%,Al2O3 2%~3%、Fe2O3 0.04%~0.05%的-0.045mm 以下粒级SiO2,为进一步提高粒级SiO2含量,降低Al2O3、Fe2O3等杂质含量,采取选择性絮凝方法,当选择六偏磷酸钠:水玻璃混合比为1:10~15的混合絮凝剂,且在此比例下,六偏磷酸钠药剂的用量为1200g/t~2000g/t,水玻璃用量为12000g/t~15000g/t;矿浆浓度为25%、30min~45min沉降时间时,选择性絮凝效果较好,获得SiO2含量为97%~98%,Al2O3含量为 0.8%~1.15%的絮凝精矿,这为下一步进行再提纯获得最终SiO2>99%、Al2O3<0.3%的精矿产品打下基础。
选择性絮凝除杂后,对-0.045mm粒级絮凝精矿再采用反浮选的方法除杂。利用反浮选药剂和一定的工艺,提高石英表面与铝硅酸盐矿物特别是绢云母(部分水云母)、高岭石等铝硅酸盐混层矿物的表面亲水/疏水性质的差异,采用反浮选方法降低粉石英矿石中绢云母(部分水云母)、高岭石等铝硅酸盐混层矿物含量。反浮选工艺条件如下:反浮选浓度为15%~30%,采用一次粗选、一次扫选的流程,整个反浮选过程的矿浆酸碱度保持pH小于3.0~4.5;反浮选的调整剂为质量分数为98%的硫酸,用量为4000g/t~7000g/t矿石,分散剂为水玻璃用量为1300g/t~3300g/t矿石,捕收剂为混合胺(是以石蜡氧化制取的合成脂肪酸)和煤油混合物,比例为1.5~2∶1,用量为450g/t~900g/t矿石。最终得到含SiO299.21%、 Al2O3 0.27%、Fe2O3 0.016%、TiO2 0.11%的粉石英精矿产品。
以上所述的选择性絮凝过程所用药剂为六偏磷酸钠和与水玻璃混合物:六偏磷酸钠与水玻璃重量比例为1∶10~15,纯度为68%的六偏磷酸钠用量为1200g/t~2000g/t矿石,浓度为95%的水玻璃用量为12000g/t~15000g/t矿石。
以上所述的反浮选过程所用药剂包括:调整剂为硫酸,浓度为98%的硫酸用量为4000g/t~7000g/t矿石。控制反浮选矿浆酸碱度的pH值3.0~4.5。
分散剂为水玻璃,浓度为95%的水玻璃用量为1300g/t~3300g/t矿石
捕收剂为混合胺和煤油混合物,比例为1.5~2.2:1。
混合胺是以石蜡氧化制取的合成脂肪酸,用量为450g/t~900g/t矿石。
煤油用量为800g/t~1500g/t矿石。
起泡剂用2号油,2号油的用量为18g/t~40g/t矿石。
本粉石英矿的选矿方法,在处理类似未完全风化粉石英矿方面适用。
本发明的优点和积极效果:
1.本发明针对未完全风化粉石英矿的选矿方法,是利用含SiO2 94.32%、Al2O32.15%、Fe2O3 0.043%、TiO2 0.21%的广西上林粉石英矿为原料,原矿经擦洗-二次筛分-选择性絮凝-反浮选的方法,设备利用率高,选矿效率高,生产成本较低,得到较高纯度的粉石英精矿产品。
2、作业的选择絮凝废水返回絮凝作业,反浮选废水返回反浮选作业循环利用,节约了生产用水;反浮选尾矿可作为高档的复合肥载体填料利用,实现无尾化处理,绿色生产,环境友好。
3、采用本发明方法综合利用未完全风化粉石英矿,工艺流程合理,相对于目前类似矿山,主要采用简单分级-洗矿的工艺,更适合应用于部分风化较完全,且杂质含量低的粉石英矿,因此,本发明具有更广泛应用前景和显著的经济效益、社会效益和生态效益。
4、本发明技术在处理类似未完全风化粉石英矿物方面可以较好适用。
附图说明
图1是本工艺流程示意图。
具体实施方式
下面将结合附图和具体实施方式对本发明进一步说明,但不限于本发明的保护范围。
实施例1
一种未完全风化粉石英矿的选矿提纯方法,利用广西上林粉石英矿为原料,选矿提纯工艺步骤是:
(1)擦洗:将粉石英矿物原矿投入强力擦洗机中,调节擦洗矿浆浓度为50%,进行搅拌碎解擦洗20min以上;
以上所述原料含SiO2 94.37%、Al2O3 2.18%、Fe2O3 0.041%、TiO2 0.20%;
(2)一次筛分:将擦洗矿浆通过筛孔直径为20目高频振筛机筛分,分别获得≥0.6mm 的石英精矿1和<0.6mm的初级石英矿浆;
以上所述石英精矿1含SiO2 99.17%、Al2O3 0.26%、Fe2O3 0.016%、TiO2 0.10%;
以上所述初级石英矿的初级石英矿浆1含SiO2 94.32%,Al2O3 2.55%、Fe2O30.043%;
(3)二次筛分:将经一次筛分<0.6mm的初级石英矿浆1通过筛孔直径为325目高频振筛机筛分,分别获得≥0.045mm的石英精矿2和<0.045mm的初级石英矿浆2;
以上所述石英精矿2含SiO2 99.21%、Al2O3 0.18%、Fe2O3 0.018%、TiO2 0.14%;
以上所述初级石英矿浆2含SiO2 96.11%,Al2O3 2.82%、Fe2O3 0.053%;
(4)选择性絮凝除杂:将经二次筛分<0.045mm的初级石英矿浆2加入絮凝剂,絮凝、分离除去Al2O3、Fe2O3杂质,得到絮凝除杂后石英精矿,絮凝液沉淀后回收作下一批选择性絮凝使用;
以上所述的选择性絮凝矿浆浓度为25%、沉降时间45min;
以上所用药剂为六偏磷酸钠和水玻璃混合物,六偏磷酸钠与水玻璃重量比为1∶15,68%的六偏磷酸钠的用量为2000g/t矿石,95%的水玻璃的用量为15000g/t矿石;
以上所述絮凝除杂后的石英精矿含SiO2含量为98.52%,Al2O3 1.48%、Fe2O30.043%;为进一步提纯备用;
(5)反浮选:将上述选择性絮凝获得的石英精矿通过反浮选的方法进一步除杂提纯。反浮选浓度为20%,采用一次粗选、一次扫选的流程,整个反浮选过程的矿浆酸碱度保持pH4.2;得到反浮选石英矿浆,反浮选液沉淀后回收作下一批反浮选使用;反浮选剂的配比为:水玻璃3300g/t矿石、硫酸7000g/t矿石、混合胺900g/t矿石、煤油1500g/t矿石、2#油40g/t 矿石;
以上所述反浮选最终得到含SiO2 99.26%、Al2O3 0.20%、Fe2O3 0.018%、TiO20.10%的粉石英精矿产品。
(6)反浮选尾矿处理:将反浮选尾矿在沉降池进行自然沉降浓缩处理,沉降后上清液返回上级使用,沉淀泥可作为高档的复合肥载体填料。
实施例2
一种未完全风化粉石英矿的选矿提纯方法,利用广西上林粉石英矿为原料,选矿提纯工艺步骤是:
(1)擦洗:将粉石英矿物原矿投入强力擦洗机中,调节擦洗矿浆浓度为50%,进行搅拌碎解擦洗20min以上;
以上所述原料含SiO2 94.37%、Al2O3 2.18%、Fe2O3 0.041%、TiO2 0.20%;
(2)一次筛分:将擦洗矿浆通过筛孔直径为20目高频振筛机筛分,分别获得≥0.6mm 的石英精矿1和<0.6mm的初级石英矿浆;
以上所述石英精矿1含SiO2 99.18%、Al2O3 0.24%、Fe2O3 0.017%、TiO2 0.11%;
以上所述初级石英矿的初级石英矿浆1含SiO2 93.69%,Al2O3 2.39%、Fe2O30.044%;
(3)二次筛分:将经一次筛分<0.6mm的初级石英矿浆1通过筛孔直径为325目高频振筛机筛分,分别获得≥0.045mm的石英精矿2和<0.045mm的初级石英矿浆2;
以上所述石英精矿2含SiO2 99.19%、Al2O3 0.16%、Fe2O3 0.019%、TiO2 0.12%;
以上所述初级石英矿浆2含SiO2 95.82%,Al2O3 2.59%、Fe2O3 0.049%;
(4)选择性絮凝除杂:将经二次筛分<0.045mm的初级石英矿浆2加入絮凝剂,絮凝、分离除去Al2O3、Fe2O3杂质,得到絮凝除杂后石英精矿,絮凝液沉淀后回收作下一批选择性絮凝使用;
以上所述的选择性絮凝矿浆浓度为25%、沉降时间38min;
以上所用药剂为六偏磷酸钠和水玻璃混合物,六偏磷酸钠与水玻璃重量比为1∶13,68%的六偏磷酸钠的用量为1800g/t矿石,95%的水玻璃的用量为13500g/t矿石;
以上所述絮凝除杂后的石英精矿含SiO2含量为98.05%,Al2O3 1.22%、Fe2O30.041%;为进一步提纯备用;
(5)反浮选:将上述选择性絮凝获得的石英精矿通过反浮选的方法进一步除杂提纯。反浮选浓度为18%,采用一次粗选、一次扫选的流程,整个反浮选过程的矿浆酸碱度保持pH 4.0;得到反浮选石英矿浆,反浮选液沉淀后回收作下一批反浮选使用;反浮选剂的配比为:水玻璃2200g/t矿石、硫酸5800g/t矿石、混合胺700g/t矿石、煤油1100g/t矿石、2#油30g/t 矿石;
以上所述反浮选最终得到含SiO2 99.25%、Al2O3 0.19%、Fe2O3 0.017%、TiO20.11%的粉石英精矿产品。
(6)反浮选尾矿处理:将反浮选尾矿在沉降池进行自然沉降浓缩处理,沉降后上清液返回上级使用,沉淀泥可作为高档的复合肥载体填料。
实施例3
一种未完全风化粉石英矿的选矿提纯方法,利用广西上林粉石英矿为原料,选矿提纯工艺步骤是:
(1)擦洗:将粉石英矿物原矿投入强力擦洗机中,调节擦洗矿浆浓度为50%,进行搅拌碎解擦洗20min以上;
以上所述原料含SiO2 94.37%、Al2O3 2.18%、Fe2O3 0.041%、TiO2 0.20%;
(2)一次筛分:将擦洗矿浆通过筛孔直径为20目高频振筛机筛分,分别获得≥0.6mm 的石英精矿1和<0.6mm的初级石英矿浆;
以上所述石英精矿1含SiO2 99.19%、Al2O3 0.22%、Fe2O3 0.013%、TiO2 0.10%;
以上所述初级石英矿的初级石英矿浆1含SiO2 93.20%,Al2O3 2.20%、Fe2O30.041%;
(3)二次筛分:将经一次筛分<0.6mm的初级石英矿浆1通过筛孔直径为325目高频振筛机筛分,分别获得≥0.045mm的石英精矿2和<0.045mm的初级石英矿浆2;
以上所述石英精矿2含SiO2 99.21%、Al2O3 0.15%、Fe2O3 0.018%、TiO2 0.14%;
以上所述初级石英矿浆2含SiO2 95.71%,Al2O3 2.35%、Fe2O3 0.048%;
(4)选择性絮凝除杂:将经二次筛分<0.045mm的初级石英矿浆2加入絮凝剂,絮凝、分离除去Al2O3、Fe2O3杂质,得到絮凝除杂后石英精矿,絮凝液沉淀后回收作下一批选择性絮凝使用;
以上所述的选择性絮凝矿浆浓度为25%、沉降时间30min;
以上所用药剂为六偏磷酸钠和水玻璃混合物,六偏磷酸钠与水玻璃重量比为1∶10,68%的六偏磷酸钠的用量为1200g/t矿石,95%的水玻璃的用量为12000g/t矿石;
以上所述絮凝除杂后的石英精矿含SiO2含量为97.10%,Al2O3 0.85%、Fe2O30.033%;为进一步提纯备用;
(5)反浮选:将上述选择性絮凝获得的石英精矿通过反浮选的方法进一步除杂提纯。浮选浓度为15%,采用一次粗选、一次扫选的流程,整个反浮选过程的矿浆酸碱度保持pH 3.5;得到反浮选石英矿浆,反浮选液沉淀后回收作下一批反浮选使用;反浮选剂的配比为:水玻璃1300g/t矿石、硫酸4000g/t矿石、混合胺450g/t矿石、煤油800g/t矿石、2#油18g/t 矿石;
以上所述反浮选最终得到含SiO2 99.28%、Al2O3 0.18%、Fe2O3 0.016%、TiO20.12%的粉石英精矿产品。
(6)反浮选尾矿处理:将反浮选尾矿在沉降池进行自然沉降浓缩处理,沉降后上清液返回上级使用,沉淀泥可作为高档的复合肥载体填料。
Claims (1)
1.一种未完全风化粉石英矿的选矿提纯方法,利用广西上林粉石英矿为原料,经过原矿擦洗,二次筛分,选择性絮凝,反浮选的工序,得到纯度较高的粉石英精矿产品,其工艺步骤是:
(1)擦洗:将粉石英矿物原矿投入强力擦洗机中,调节擦洗矿浆浓度为50%,进行搅拌碎解擦洗20min以上;
以上所述原料含SiO2 94.32%、Al2O3 2.15%、Fe2O3 0.043%、TiO2 0.21%;
(2)一次筛分:将擦洗矿浆通过筛孔直径为20目高频振筛机筛分,分别获得≥0.6mm的石英精矿1和<0.6mm的初级石英矿浆;
以上所述石英精矿1含SiO2 99.21%、Al2O3 0.27%、Fe2O3 0.016%、TiO2 0.11%;
以上所述初级石英矿的初级石英矿浆1含SiO2 94%~95%,Al2O3 2%~3%、Fe2O30.04%~0.05%;
(3)二次筛分:将经一次筛分<0.6mm的初级石英矿浆1通过筛孔直径为325目高频振筛机筛分,分别获得≥0.045mm的石英精矿1和<0.045mm的初级石英矿浆2;
以上所述石英精矿2含SiO2 99.21%、Al2O3 0.27%、Fe2O3 0.016%、TiO2 0.11%;
以上所述初级石英矿浆2含SiO2 94%~95%,Al2O3 2%~3%、Fe2O3 0.04%~0.05%;
(4)选择性絮凝除杂:将经二次筛分<0.045mm的初级石英矿浆2加入分散剂和絮凝剂,絮凝、分离除去Al2O3、Fe2O3杂质,得到絮凝除杂后石英精矿,絮凝液沉淀后回收作下一批选择性絮凝使用;
以上所述选择性絮凝工艺条件:矿浆浓度为25%,沉降时间30min~45min;
以上所述絮凝剂为六偏磷酸钠,分散剂为水玻璃,六偏磷酸钠与水玻璃重量比为1∶10~15,68%的六偏磷酸钠的用量为1200g/t~2000g/t矿石,98%的水玻璃的用量为12000~15000g/t矿石;
以上所述絮凝除杂后的石英精矿含SiO2含量为97%~98%,Al2O3 0.8%~1.15%、Fe2O30.03%~0.045%;为进一步提纯备用;
(5)反浮选:将上述选择性絮凝获得的石英精矿通过反浮选的方法进一步除杂提纯。反浮选浓度为15~30%,采用一次粗选、一次扫选的流程,整个反浮选过程的矿浆酸碱度保持pH 3.0~4.5;得到反浮选石英矿浆,反浮选液沉淀后回收作下一批反浮选使用;反浮选药剂的配比为:反浮选的调整剂为质量分数为98%的硫酸,用量为4000g/t~7000g/t矿石,分散剂为水玻璃用量为1300g/t~3300g/t矿石,捕收剂为以石蜡氧化制取的合成脂肪酸的混合胺和煤油混合物,比例为1.5~2∶1,用量为450g/t~900g/t矿石。以上所述反浮选最终得到含SiO2 99.21%、Al2O3 0.27%、Fe2O3 0.016%、TiO2 0.11%的粉石英精矿产品。
(6)反浮选尾矿处理:将反浮选尾矿在沉降池进行自然沉降浓缩处理,沉降后上清液返回上级使用,沉淀泥可作为高档的复合肥载体填料。
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN201910724769.0A CN110404668A (zh) | 2019-08-07 | 2019-08-07 | 一种未完全风化粉石英的选矿提纯方法 |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN201910724769.0A CN110404668A (zh) | 2019-08-07 | 2019-08-07 | 一种未完全风化粉石英的选矿提纯方法 |
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
CN110404668A true CN110404668A (zh) | 2019-11-05 |
Family
ID=68366419
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
CN201910724769.0A Pending CN110404668A (zh) | 2019-08-07 | 2019-08-07 | 一种未完全风化粉石英的选矿提纯方法 |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
CN (1) | CN110404668A (zh) |
Cited By (1)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN111330751A (zh) * | 2018-12-19 | 2020-06-26 | 有研工程技术研究院有限公司 | 一种从多金属尾矿中回收锑、铅、金的组合工艺 |
Citations (6)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
DE3626970A1 (de) * | 1985-08-12 | 1987-03-26 | Walbeck Sand & Thonwerk Veb | Verfahren zur komplexen und partiellen aufbereitung von quarzsanden |
CN1322592A (zh) * | 2001-06-06 | 2001-11-21 | 山东蓝星玻璃(集团)有限公司 | 在硅砂中浮选分离长石、石英的方法及其浮选液 |
CN1394696A (zh) * | 2002-07-31 | 2003-02-05 | 余光锐 | 石英砂选矿工艺 |
CN101607230A (zh) * | 2009-07-02 | 2009-12-23 | 昆明理工大学 | 细粒金红石矿分步浮选粗选抛尾方法 |
CN101940976A (zh) * | 2010-09-03 | 2011-01-12 | 成都理工大学 | 一种黄铁矿型石英砂岩的浮选除铁提纯方法 |
CN106829985A (zh) * | 2016-11-28 | 2017-06-13 | 赣州金环磁选设备有限公司 | 一种含云母砂质高岭土综合回收的方法 |
-
2019
- 2019-08-07 CN CN201910724769.0A patent/CN110404668A/zh active Pending
Patent Citations (6)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
DE3626970A1 (de) * | 1985-08-12 | 1987-03-26 | Walbeck Sand & Thonwerk Veb | Verfahren zur komplexen und partiellen aufbereitung von quarzsanden |
CN1322592A (zh) * | 2001-06-06 | 2001-11-21 | 山东蓝星玻璃(集团)有限公司 | 在硅砂中浮选分离长石、石英的方法及其浮选液 |
CN1394696A (zh) * | 2002-07-31 | 2003-02-05 | 余光锐 | 石英砂选矿工艺 |
CN101607230A (zh) * | 2009-07-02 | 2009-12-23 | 昆明理工大学 | 细粒金红石矿分步浮选粗选抛尾方法 |
CN101940976A (zh) * | 2010-09-03 | 2011-01-12 | 成都理工大学 | 一种黄铁矿型石英砂岩的浮选除铁提纯方法 |
CN106829985A (zh) * | 2016-11-28 | 2017-06-13 | 赣州金环磁选设备有限公司 | 一种含云母砂质高岭土综合回收的方法 |
Non-Patent Citations (5)
Title |
---|
吴照洋 等: "江西粉石英选矿提纯技术研究", 《中国非金属矿工业导刊》 * |
孔庆友: "《地矿知识大系 上》", 31 July 2014, 山东科学技术出版社 * |
杜杰: "广西某低品位粉石英矿反浮选试验研究", 《中国非金属矿工业导刊》 * |
王资: "《浮游选矿技术》", 31 October 2006, 北京冶金工业出版社 * |
赵通林: "《浮选》", 31 August 2018, 北京:冶金工业出版社 * |
Cited By (2)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN111330751A (zh) * | 2018-12-19 | 2020-06-26 | 有研工程技术研究院有限公司 | 一种从多金属尾矿中回收锑、铅、金的组合工艺 |
CN111330751B (zh) * | 2018-12-19 | 2021-11-19 | 有研资源环境技术研究院(北京)有限公司 | 一种从多金属尾矿中回收锑、铅、金的组合工艺 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
CN104959239B (zh) | 一种低品位难选风化胶磷矿分段脱泥浮选工艺 | |
CN102626668B (zh) | 一种石英砂的高效磁选方法 | |
CN100571879C (zh) | 一种混合型铝土矿的选矿脱硅方法 | |
CN103459625B (zh) | 二氧化钛精矿的制造方法 | |
CN100569381C (zh) | 钾长石的除铁选矿工艺 | |
CN104261361B (zh) | 一种低品位难选泥质磷矿的洗矿正浮选方法 | |
WO2021179862A1 (zh) | 一种中低品位混合型胶磷矿的选矿工艺 | |
CN113231193B (zh) | 一种高岭土尾矿制备高纯石英砂的方法 | |
CN110270432B (zh) | 一种去除电石渣中非钙质矿物杂质的方法 | |
CN102527492B (zh) | 一种用低品位磁铁矿石制取超级铁精矿的方法 | |
CN102276262A (zh) | 利用花岗岩废料提取钾钠铝陶瓷原料的生产方法 | |
CN109453891A (zh) | 一种高倍半胶磷矿螺旋溜槽重浮联合工艺 | |
CN109225603A (zh) | 高纯低铁石英砂提纯工艺 | |
CN110369152A (zh) | 一种微细粒磷矿浮选工艺 | |
CN103386361B (zh) | 一种磁赤混合铁矿的选矿方法 | |
CN102744153A (zh) | 一种硅钙质磷块岩磷矿浮选工艺 | |
CN104858066B (zh) | 一种制备高纯硫精矿的正反浮选工艺 | |
CN113731627B (zh) | 一种稀有稀土多金属矿的预先抛尾混合浮选方法 | |
CN110404668A (zh) | 一种未完全风化粉石英的选矿提纯方法 | |
CN109999990B (zh) | 一种酸级萤石精粉的生产工艺 | |
CN1125777C (zh) | 中低铝硅比铝土矿选矿脱硅方法 | |
CN101306399A (zh) | 一种低品位铝土矿的联合脱硅方法 | |
CN102773149B (zh) | 一种粉石英矿的选矿提纯方法 | |
CN113493210B (zh) | 一种非可溶性钾矿的无氟提取方法 | |
CN112619883A (zh) | 一种提纯细粒石英砂岩制备超白玻璃用料的方法 |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
PB01 | Publication | ||
PB01 | Publication | ||
SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
WD01 | Invention patent application deemed withdrawn after publication |
Application publication date: 20191105 |
|
WD01 | Invention patent application deemed withdrawn after publication |