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31.
光释光测年中石英样品提纯方法的改进   总被引:1,自引:0,他引:1  
为了解决光释光前处理中遇到的传统方法无法获得满足纯度石英的问题,通过大量对比实验,结合玻璃工艺中石英分离研究成果,最后获得了新的石英提纯流程,与传统方法相比,新方法通过化学分离避免了密度变化对石英长石分离的影响,从而解决了斜长石和岩屑在传统的重液分离中无法剔除的问题,新方法能够获得满足纯度要求和量要求的石英,同时,新方法比传统方法实验室工作效率更高。  相似文献   
32.
一种分离软钾镁矾与氯化钠的浮选药剂   总被引:1,自引:0,他引:1  
钟易人 《化工地质》1992,14(4):41-43
  相似文献   
33.
34.
35.
对灵寿县钾长石进行的磁选,擦洗和浮选试验表明,采用其中任何一种单一选矿方法都很难获得能满足玻璃、显像管玻壳生产需要的长石精矿。采用擦洗-浮选-磁选-脱泥工艺获得了Fe_2O_3<0.15%的钾长石精矿。上述工艺所进行的工业试生产表明,磁选和脱泥是保证精矿降铁的关键作业。  相似文献   
36.
混合酰胺类药剂是反浮选软钾镁矾的一种选矿浮选药剂。它首次在国内对青海盐湖研制成的滩晒软钾镁矾和氯化钠混合可溶性盐使用,具有明显的分选效果。通过实验室试验,软钾镁矾品位达94%以上,回收率90%以上。这种药剂在制备过程中采用可溶性有机液体分离产生酰胺,酰胺再与浮选活化剂混合使用的方法,通过多种药方比较,达到预期分离效果。此类混合药剂原料来源广,制备工艺简单,成本低廉,具有一定的推广应用价值。  相似文献   
37.
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   
38.
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   
39.
试验采用磨擦-重介质-磁选-浮选联合工艺流程,优先抛尾,分段富集,分别获得了粗粒(≥0.5mm)和细粒(〈0.5mm)两种红柱石精矿产品,合格精矿的总产率为6.67%,总回收率为63.33%。其中-1+0.5mm级别精矿达到国家I级品标准要求,其余精矿达Ⅱ级品要求。  相似文献   
40.
反浮选-冷结晶法生产氯化钾浮选法除钙研究   总被引:5,自引:1,他引:5       下载免费PDF全文
研究了青海察尔汗盐湖水采光卤石矿生产氯化钾工艺中浮选除钙的方法。实验结果表明,分级浮选法除钙率平均达88.16%,接近原矿的理论可除钙离子量91.58%。  相似文献   
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