低品位石英矿浮选提纯的试验研究

对辽宁朝阳地区长石石英矿进行了反浮选脱铝提纯研究,以油酸钠为长石活化剂,六偏磷酸钠为石英抑制剂,十二胺盐酸盐为长石捕收剂,在pH=5.0左右条件下的浮选试验结果表明,以SiO₂ 93.01%,Al₂O₃ 5.28%较低品位石英矿为原料,磨矿细度-0.055 mm占85%,经过脱泥-反浮选,得到SiO₂含量99.62%,回收率60.42%的粗精矿,对粗精矿进行再磨再选-精矿脱泥,最终精矿经过高温干燥得到了SiO₂含量99.95%的石英粉。对浮选产品的扫描电镜和能谱分析表明,消除细粒矿泥在精矿表面的罩盖是石英粉提纯的关键。     

用新型捕收剂G7浮选一水硬铝石型铝土矿

昆明冶金研究院研发了一种新型、高效的铝土矿正浮选捕收剂G7,为检验其在提高精矿指标、耐低温、易消泡脱水方面的优越性能,以云南某一水硬铝石型铝土矿为研究对象进行了选矿试验。结果表明,Al₂O₃和SiO₂含量分别为67.51%和12.64%、铝硅比为5.34的铝土矿石在磨矿细度为-0.074 mm占90%、矿浆温度为3 ℃和20 ℃的情况下,采用2粗2精1扫、中矿顺序返回流程处理,分别可获得Al₂O₃品位和回收率为75.51%和89.13%,铝硅比为15.63的优质精矿和Al₂O₃品位和回收率为76.25%和90.28%、铝硅比为16.68的优质精矿。精矿指标分析和浮选过程观察表明,G7是一种性能优良、稳定、高效且适应性强的铝土矿浮选捕收剂。     

西南地区某高泥堆积型铝土矿选矿试验研究

西南地区某高泥堆积型铝土矿中Al₂O₃、SiO₂含量分别为47.25%、10.86%,铝硅比为4.35;主要目的矿物为硬水铝石,主要脉石矿物为高岭石,其他金属矿物有赤铁矿、针铁矿以及锐钛矿等。矿石中矿物的共生关系较为复杂,目的矿物嵌布粒度不均,单体解离度不高;铁、钛矿物与铝矿物之间紧密共生,难于实现有效分离。针对该矿石采用全泥正浮选的选矿工艺,以氢氧化钠为调整剂、水玻璃为抑制剂,EMB-506为捕收剂,在磨矿细度为-0.074mm占70%的条件下,闭路试验可获得Al₂O₃品位为51.62%,SiO₂品位为6.05%,铝硅比为8.53,Al₂O₃回收率为86.66%的浮选精矿。该工艺流程结构及浮选药剂制度简单,所得浮选精矿达到了拜耳法生产氧化铝对给料的要求。     

铝土矿反浮选新型捕收剂QAS224的应用研究

应用自行研制的新型捕收剂QAS224,对Al₂O₃品位为64%左右、铝硅比为6.1左右的河南某铝土矿矿石进行反浮选脱硅试验,结果在磨矿细度为-0.074 mm占81.24%,矿浆pH为11的条件下,通过1次粗选、2次精选、2次扫选,获得了精矿Al₂O₃品位为67.79%,Al₂O₃回收率为81.72%,铝硅比为9.67的较好指标。试验结果证明QAS224是铝土矿反浮选脱硅的有效捕收剂。     

低品位磷矿浮选试验研究

对某地低品位磷矿进行了浮选试验研究, 探索了磨矿细度、捕收剂(十二胺)用量、抑制剂(硫酸)用量及浮选流程对浮选指标的影响。结果表明, 采用一粗一精一扫、中矿返回粗选的浮选工艺流程, 在磨矿细度为-0.074 mm粒级占78%、粗选十二胺用量500 g/t、硫酸用量18 kg/t, 精选十二胺用量200 g/t、硫酸用量9 kg/t, 扫选硫酸用量14.4 kg/t条件下, 针对P₂O₅品位为22.41%的原矿可获得P₂O₅品位32.47%、P₂O₅回收率83.32%的磷精矿, 实现了P₂O₅的有效富集。     

某铝土矿新型组合捕收剂试验研究

采用自行研制的新型ZF组合捕收剂,对主要成分为高岭石和一水硬铝石,Al₂O₃品位为63.16%,铝硅比为5.32的一种山西铝土矿进行正浮选脱硅试验。在磨矿细度-0.074 mm占84.51%,碳酸钠用量3 500 g/t,硅酸钠用量113 g/t,ZF捕收剂用量800 g/t的条件下,通过1次粗选,1次精选,2次扫选,获得了精矿Al₂O₃品位68.92%,Al₂O₃回收率81.05%,铝硅比9.16的较好指标。     

湖南某钾钠长石矿选矿试验

湖南某长石矿矿物组成复杂,主要有用矿物为长石和石英。为开发利用该矿石,对其进行了选矿试验研究。结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm占62.36%时,原矿经脱泥-脱石英浮选后,以硫酸为调整剂、N-烷基丙撑二胺+石油磺酸钠为捕收剂经1粗2扫长石-石英分离浮选,获得了Al₂O₃含量为18.68%的长石浮选精矿和SiO2含量为98.35%的石英浮选精矿;长石浮选精矿经1粗1精磁选除铁获得了Al₂O₃含量为18.68%、Fe₂O₃为0.18%、Na₂O+K₂O为12.28%的长石精矿,达到了陶瓷工业的一级质量标准;石英浮选精矿在0.35 T条件下磁选除铁后获得了SiO₂含量为98.35%、Fe₂O₃为0.076%的石英精矿,满足玻璃工业二级质量要求。     

西南某铝土矿同步脱硫脱硅浮选试验研究

西南某铝土矿Al₂O₃和SiO₂的品位分别为56.86%和14.86%,S含量为1.57%,为高效开发利用该铝土矿,对其进行同步脱硫脱硅试验研究。浮选研究结果表明:在Na₂CO₃为pH调整剂、CuSO₄为活化剂、SNS为抑制剂、BA-1为脱硫捕收剂、松醇油为起泡剂、EXA为脱硅捕收剂的条件下,原矿经过"一次粗选—一次精选—三次扫选"的同步脱硫脱硅工艺处理后,可以得到Al₂O₃含量为61.03%,SiO₂为11.95%,S为0.19%,A/S为5.11的铝土矿精矿。该工艺可以为该矿的利用提供指导,同时也为该类型铝土矿的开发利用提供一种全新的技术思路。      

某低品位长石矿无氟无酸选矿工艺试验研究

对四川某地低品位长石矿进行了无氟无酸选矿提纯试验研究, 确定了“棒磨-磁选-浮选”工艺流程。在磨矿细度为-0.074 mm粒级占48.79%时, 通过弱磁选-SLon立环高梯度强磁选, 获得了Fe₂O₃含量为0.11%、长石回收率为83.83%的磁选尾矿, 再在十二胺为捕收剂、油酸钠为长石活化剂、六偏磷酸钠为石英抑制剂、不加pH值调整剂的条件下进行一粗一精二扫浮选, 最终获得Fe₂O₃含量0.19%、SiO₂含量80.12%、K₂O+Na₂O含量高于13%的长石精矿, 其综合回收率为55.03%。     

艾砂磨机在黑龙江某铜矿选厂的应用试验

黑龙江某铜矿石铜品位为0.38%，伴生有金、银、钼等有价金属元素。原工艺在入选细度为-74 μm占66%的情况下，浮选得到的铜精矿Cu品位为18.97%、SiO₂含量为25%、Al₂O₃含量为6.25%，铜精矿中Si、Al含量超标，影响出售计价系数。为提高铜精矿品质，降低杂质含量，进行了艾砂磨机实验室小试及工业试验研究，结果表明：在相同工艺流程和浮选药剂制度条件下，艾砂磨机应用于铜粗精矿再磨后，小型闭路试验可获得Cu品位为30.68%、SiO₂含量为10.24%、Al₂O₃含量为1.96%的铜精矿；工业试验在粗精矿再磨细度P80=25 μm时，可获得Cu品位为27.63%、SiO₂含量为10.34%、Al₂O₃含量为1.87%的铜精矿。艾砂磨机的应用有效提高了铜精矿质量，降低了精矿运输成本，增加了产品附加值，经济效益显著。     

吉林临江低品位硅藻土反浮选提纯研究

吉林临江低品位硅藻土为高烧失三级硅藻土,其中的硅藻以圆筛藻为主,有少量直链藻,脉石矿物主要为石英和钠长石。为了提高该硅藻土的品级,同时又克服擦洗、酸浸、焙烧等常规硅藻土提纯方法所存在的生产周期长、耗酸和耗水量大、能耗高、污染环境等缺陷,对其进行了反浮选试验。结果表明,在温度为40℃、氢氧化钠调pH为8的矿浆环境中,以焦磷酸钠为分散剂、十二胺为捕收剂,只需经过1次粗选、2次精选,即可获得SiO2品位为79.39%、Al2O3含量为4.92%、SiO2回收率为45.00%,质量达到二级硅藻土标准的硅藻土精矿。该试验结果不仅证实了反浮选工艺对硅藻土提纯的有效性,同时显示了反浮选工艺在生产效率、耗酸、耗水、耗能及环境污染等方面与常规硅藻土提纯工艺相比所具有的优越性。     

艾砂磨机在黑龙江某铜矿选厂的应用试验

黑龙江某铜矿石铜品位为0.38%，伴生有金、银、钼等有价金属元素。原工艺在入选细度为-74 μm占66%的情况下，浮选得到的铜精矿Cu品位为18.97%、SiO₂含量为25%、Al₂O₃含量为6.25%，铜精矿中Si、Al含量超标，影响出售计价系数。为提高铜精矿品质，降低杂质含量，进行了艾砂磨机实验室小试及工业试验研究，结果表明：在相同工艺流程和浮选药剂制度条件下，艾砂磨机应用于铜粗精矿再磨后，小型闭路试验可获得Cu品位为30.68%、SiO₂含量为10.24%、Al₂O₃含量为1.96%的铜精矿；工业试验在粗精矿再磨细度P80=25 μm时，可获得Cu品位为27.63%、SiO₂含量为10.34%、Al₂O₃含量为1.87%的铜精矿。艾砂磨机的应用有效提高了铜精矿质量，降低了精矿运输成本，增加了产品附加值，经济效益显著。     

贵州某低品位含硫铝土矿石选矿试验

贵州某低品位含硫铝土矿Al2O3含量为54.71%,SiO2含量为11.35%,铝硅比仅为4.82,且矿石中含硫1.33%。矿石主要含铝矿物为一水硬铝石,主要含硫矿物为黄铁矿。矿石中有用矿物嵌布粒度较细,脱硫时易产生夹带,因而较难实现有效分选。为高效开发利用该矿石资源,对有代表性矿石进行了脱硫脱硅浮选闭路试验。结果表明:在磨矿细度为-0.074mm占90%时,采用1粗3精1扫脱硫浮选、扫选尾矿经2粗4精1扫脱硅、脱硫精扫选尾矿经2粗1精1扫脱硅闭路流程处理该矿石,获得了硫品位为33.72%、Al2O3品位为15.96%、SiO2品位为4.98%、硫回收率为75.16%的硫精矿,Al2O3品位为61.13%、SiO2品位为7.39%、铝硅比为8.27、Al2O3回收率为79.64%的铝土矿精矿。1次磨矿脱硫脱硅浮选,脱硫精扫选尾矿单独脱硅浮选工艺是该矿石处理的高效工艺,对含硫含硅铝土矿石的分选具有借鉴意义。     

新型活化剂在高硫铝土矿浮选脱硫中的应用研究

云南文山高硫铝土矿主要为沉积型铝土矿,矿石铝硅比较高,能满足拜耳法生产氧化铝需求。但矿石中硫含量高,范围为1%~18%,硫在拜尔法生产过程中会造成管道结疤、碱耗升高、晶种分解速度降低及氧化铝品质降低等不利影响,高硫铝土矿需脱硫后才能资源化利用。此次研究矿样硫含量为6.8%,Al₂O₃含量为49.39%,SiO₂含量为7.87%,A/S比为6.27。采用新型活化剂及组合捕收剂开展浮选脱硫,实现了无酸活化及强化回收黄铁矿的目的,浮选脱硫技术指标良好,能得到铝精矿硫含量为0.43%,Al₂O₃含量56.65%,Al₂O₃回收率为92.71%,SiO₂含量为8.56%,A/S比为6.62,铝硅比略有提高;硫精矿含硫34.06%,硫回收率为94.88%。本研究为该类型高硫铝土矿的高效利用提供了参考借鉴。      

EDTA在铌铁矿和石英浮选分离中的选择性抑制作用机理

由于石英容易被金属阳离子活化,导致羟肟酸捕收剂浮选体系下铌矿物和脉石矿物石英的可浮性差异减小,增加了有用矿物和石英之间的分选难度。采用EDTA作为铌铁矿浮选中的石英抑制剂,通过单矿物试验、人工混合矿浮选试验、Zeta电位测试、接触角测试以及X射线光电子能谱仪检测等研究了铌铁矿以及石英的浮选行为和表面性质。当使用辛基羟肟酸(OHA)作为浮选捕收剂时,EDTA对活化后石英有较强的选择性抑制作用,因为EDTA对石英表面金属离子的络合溶解作用减少了OHA在石英表面的吸附,从而实现了铌铁矿和石英的有效分选。浮选试验结果表明,针对铌铁矿和石英质量比为1∶1的人工混合矿,在FeCl₃·6H₂O浓度为20 mg/L、EDTA用量为0.2 mmol/L、矿浆pH值为9.0、OHA浓度为0.05 mmol/L的条件下,可较好地实现铌铁矿和石英的浮选分离,铌铁矿精矿中Nb₂O₅的品位为56.84%,Nb₂O₅的回收率为72.54%,石英的品位为13.17%,石英的回收率为12....     

焙烧预氧化-硫代硫酸盐浸出某难处理金精矿

对贵州某复杂难处理金精矿进行了焙烧预氧化-硫代硫酸盐浸出研究。通过试验确定了最佳氧化焙烧工艺参数和浸出条件。650 ℃下焙烧1 h, 焙砂再磨至-0.038 mm粒级占88.92%, 在硫酸铜用量0.01 mol/L、硫酸铵用量0.1 mol/L、硫代硫酸钠用量0.2 mol/L条件下常温常压浸出6 h, 金浸出率可达92.10%;同时对硫代硫酸盐浸出过程中的消耗规律进行了考察。     

四川某铁精矿回收超纯铁精矿的选矿实验研究

四川某铁精矿中TFe品位为64.56%,杂质成分SiO₂、Al₂O₃含量分别为5.50%和2.01%。物质组分研究表明,铁矿物主要以磁性铁形式存在,采用“阶段磨矿（再磨过程添加分散剂H01）-阶段磁选”工艺对该铁精矿进行提质降杂实验,实验可获得TFe品位为72.11%的超纯铁精矿产品,精矿中杂质成分SiO₂含量为0.20%,Al₂O₃的含量为0.16%,酸不溶物的含量为0.28%,TFe的回收率为92.72%。