强磁-浮选从金尾矿中提取SiO2试验研究

我国每年金尾矿排放量巨大,不仅造成资源浪费,还严重威胁生态环境。河北宽城某金尾矿SiO₂含量为68.64%,为了充分利用该尾矿资源,采用预先沉降脱泥-强磁选除铁-反浮选除铁-SiO2浮选提纯工艺进行试验。结果表明：试样在沉降时间为2.5 min条件下沉降脱泥,脱泥后沉砂在磁场强度为1.2 T条件下采用强磁选除铁,SiO₂含量由73.38%提高到79.55%,Fe₂O₃含量由5.24%降低到1.75%,非磁性产品以YS为捕收剂反浮选除铁,Fe₂O₃含量降低至0.51%,然后以YG-01和YG-02为组合捕收剂进行1粗2精石英提纯浮选,对提纯后产品进行的XRD分析未检出杂质产品,其SiO₂含量为98.46%、Al₂O₃含量降低至0.65%、Fe₂O₃含量降低至0.09%,可以达到国家级玻璃原料二级质量标准。对金尾矿进行SiO₂提取不仅充分利用了尾矿资源,而且可以取得一定的经济效益。     

广西某高岭土尾矿产石英砂浮选除铁试验

广西某高岭土尾矿经擦洗、磨矿、分级、强磁选可产出SiO₂品位达99.82%的石英砂,但其Fe₂O₃含量较高,为113 μg/g,且铁主要赋存于云母和电气石中。为将该石英砂的Fe₂O₃含量降至80 μg/g以下以满足光伏产业用石英砂的要求,对其进行了除铁即脱除云母和电气石的浮选试验。试验结果表明：先在pH=2.5的酸性条件下用混合胺和煤油进行1次云母反浮选,然后在pH=7.8的偏碱性条件下用油酸钠进行1次电气石反浮选,所得最终石英砂的Fe₂O₃含量可降至74 μg/g,SiO₂品位提高至99.89%,SiO₂回收率为94.61%。     

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。     

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%。     

甘肃某石英岩矿选矿提纯试验研究

针对甘肃某石英岩矿进行选矿试验研究,在对原矿进行工艺矿物学研究的基础上,研究磁选、擦洗、浮选等工艺对石英岩矿含铁杂质的去除效果,并对比了“磁选—擦洗”与“磁选—浮选”工艺的提纯效果。以SiO₂含量为99.42%、Al₂O₃含量为2 400μg/g、Fe₂O₃含量为1 814μg/g的石英岩矿为原料,采用“磨矿—磁选—浮选”选矿工艺提纯效果较好。结果表明,试样经铁球磨矿后,在磁感应强度1.4 T条件下进行三段磁选除铁,再以H₂SO₄为调整剂、松醇油为起泡剂、PSK-78石油磺酸钠为捕收剂进行反浮选试验,可获得SiO₂含量为99.61%、Fe₂O₃含量为185μg/g、回收率为51.34%的石英精矿。该工艺除铁效果显著、污染小,可大幅度提升产品的附加值,具有良好的应用前景。     

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。     

马达加斯加某三水铝土矿磨矿浮选脱硅工艺试验研究

铝土矿试验矿样来自马达加斯加Sofia地区,Al₂O₃含量为32.06%,SiO₂含量为34.06%。矿石中含铝矿物主要为三水铝石;含硅矿物主要为石英,其次为高岭石。三水铝石以微晶聚合体形式存在,微细粒的其他矿物以包体形式嵌布在其中,矿样粒级越细聚合体中杂质矿物含量越高。矿样中-0.028 mm粒级产率约占30%,高杂质含量的三水铝石聚合体占比超过95%,反浮选或正浮选几乎没有脱硅效果。石英的嵌布粒度集中于0.1～0.8 mm,原矿矿样常规破碎磨矿产品中SiO₂在0.074 mm以上粗粒级富集,富含石英矿物的矿粒过粗,采用反浮选无法脱除。研究提出了便于工业化实施的脱泥、分级、分别磨矿合并反浮选工艺流程,未破碎原矿矿样用2 mm的筛子筛分,+2 mm粒级矿样单独破碎磨矿,-2 mm粒级矿样脱泥、沉砂单独磨矿,两种磨矿产品合并进入反浮选脱硅,获得铝硅比大于10、Al₂O₃回收率大于40%的精矿。     

北海某高岭土尾矿中石英砂的选矿提纯试验

广西北海某高岭土尾矿的矿物成分95%以上为石英。为了给该尾矿的高附加值利用提供依据,在工艺矿物学研究基础上,按照擦洗-分级-棒磨-分级-高梯度强磁选-反浮选-酸擦洗原则流程对其进行石英砂提纯的选矿试验,获得了粒度为0.6~0.1 mm、SiO₂含量达到99.91%、Fe₂O₃含量为79.88 μg/g的高白石英砂产品,并结合选矿试验和工艺矿物学研究结果,针对将来的实际生产提出了不仅可产出高白石英砂,还可获得陶瓷原料、普通石英砂、高岭土等副产品的推荐工艺流程。     

分散剂及工艺优化对吉林某低品位硅藻土提纯的影响

吉林临江低品位硅藻土属高烧失三级硅藻土,脉石矿物主要为石英和钠长石。为提高该硅藻土纯度,对其进行了浮选分散剂选择试验,并对最佳浮选条件下所得浮选精矿进行了焙烧-酸浸试验。结果表明,在矿浆温度为40 ℃、pH为9、十二胺为捕收剂条件下浮选,三聚磷酸钠作为分散剂时浮选指标最佳。以三聚磷酸钠作为分散剂、十二胺为捕收剂,经1粗2精浮选获得了SiO₂品位为79.38%、Al₂O₃品位为5.04%的硅藻土浮选精矿。该浮选精矿在600 ℃条件下焙烧1 h后,在室温条件下采用20%的硫酸浸出1.5 h,获得了SiO₂品位为89.57%、Al₂O₃品位为4.77%、Fe₂O₃品位为0.71%的硅藻土精矿,达到了一级土的标准。     

高岭土伴生型石英分粒级制备光伏玻璃用石英砂

这是一篇陶瓷及复合材料领域的论文。为助力碳中和、碳达峰目标，我国光伏玻璃需求量近年来快速增长，从而使光伏玻璃用低铁石英砂■供应趋紧，因此高岭土伴生型石英制备低铁石英砂备受关注。高岭土伴生型石英通常可在高岭土物理选矿的尾矿中富集，以广西合浦某高岭土物理选矿尾矿为实验对象，研究了分粒级选矿提纯对高岭土伴生型石英制备低铁石英砂的影响规律。结果表明，高岭土伴生型石英矿中+2 mm粒级的SiO₂、Al₂O₃、Fe₂O₃含量优于0.71～2 mm、0.125～0.71 mm粒级相应指标；采用磨矿-分级-磁选-浮选的分粒级选矿提纯工艺，不同粒级所得浮选石英精砂的Fe₂O₃含量均不低于0.016%；对+2 mm粒级浮选精砂分别采用硫酸、草酸与氢氟酸、草酸为酸浸介质所得石英精砂的Fe₂O₃含量分别降至0.0091%、0.0054%，满足光伏玻璃、光学玻璃用低铁石英砂的Fe₂O_3...     

峨口铁精矿提铁降硅选矿试验

峨口铁矿选矿厂采用阶段磨矿-弱磁选-细筛分级-淘洗磁选工艺流程,生产的铁精矿铁品位可达66%以上,但SiO₂含量较高,在7%左右。为了使峨口铁矿选矿厂最终铁精矿的SiO₂含量降到5%以下,以该厂淘洗磁选机的给矿为对象进行了提铁降硅选矿试验。试验结果表明：先采用氢氧化钠、玉米淀粉、石灰和中钢集团马鞍山矿山研究院有限公司研制的捕收剂MD对试样进行1粗1精3扫反浮选,再将反浮选尾矿再磨至-0.038 5 mm占82.60%后进行1粗1精弱磁选,最终可以获得铁品位为69.58%、铁回收率为97.05%、SiO₂含量为4.23%的综合铁精矿,铁精矿SiO₂含量达到预期目标。     

贵州某高铝硅赤铁矿石选矿试验

贵州某贫赤铁矿石属典型的高硅铝、低硫磷赤铁矿石,铁矿物嵌布粒度微细,常规选矿工艺难以获得合格铁精矿。为开发利用该大型贫赤铁矿石资源,对该矿石进行了选择性絮凝沉降脱泥-反浮选提铁降杂试验研究。结果表明,在磨矿细度为-0.045 mm占88%的情况下,经2次絮凝沉降脱泥,1粗1精1扫、中矿顺序返回闭路反浮选流程处理,可获得铁品位为61.20%,SiO₂和Al₂O₃含量分别为6.30%和2.58%,铁回收率为66.48%的铁精矿,该流程与常规还原焙烧-弱磁选流程比较,具有显著的流程简单、能耗和生产成本低的特点。     

莫托沙拉赤铁矿反浮选工艺的研究

莫托沙拉矿以赤铁矿为主。根据矿样的岩相分析、多元素化学分析、物相分析、粒度分析及磁性分析结果，对莫托沙拉铁矿进行了阴离子反浮选和阳离子反浮选的可选性研究，讨论了温度、捕收剂和抑制剂种类及用量等因素对反浮选效果的影响。试验结果表明， 25 ℃时采用阴离子反浮选工艺处理莫托沙拉矿能取得铁品位60.15%、铁回收率93.23%、SiO₂含量9.32%的铁精矿。     

车盘向斜南东翼铝土矿钪特征及综合利用前景

以重庆车盘向斜南东翼铝土矿含矿岩系为研究对象,通过电感耦合等离子体质谱法对41个样品的主量、微量元素进行了分析测试,探讨了钪的分布特征。研究发现：钪在铝土矿矿体及各岩石类型中的品位变化系数为50,属于不均匀的分布,在矿层底板铁质黏土岩中含量较高,顶板黏土岩次之;总体来说,含量高低与矿体厚度无关;钪常与铁和镁等元素发生类质同像置换,钪含量与Al、w(Al₂O₃)/w(SiO₂)、SiO₂均无相关性。从车盘向斜南东翼铝土矿含矿岩系Sc含量来看,大多已达到综合利用品位要求,初步选矿试验表明,在高铁铝土矿焙烧-化学预脱硅-拜尔法工艺与高硫铝土矿浮选脱硫-浮选脱硅-拜尔法工艺中,获取的钪初步富集物可经过除杂得到高纯氧化钪产品,钪回收率基本大于95%。因此,在生产铝土矿的同时,可试验回收伴生钪。     

昆钢大红山二选厂强磁选精矿提质降硅技改实践

昆钢大红山铁矿二选厂采用振动螺旋溜槽+摇床重选工艺代替浮选工艺,对铁品位49.43%,S iO2含量16.71%的强磁选精矿进行选别,精矿铁品位提高到58.71%,S iO2含量降到12.32%,铁回收率85.21%,达到了降低S iO2技改含量,提高铁精矿品位,节约成本的目的。     

铁离子对辉钼矿表面性质及可浮性的影响机理研究

通过纯矿物的浮选试验、电动电位测试、Fe~(3+)溶液化学分析、以及X射线光电子能谱分析(XPS),系统地研究了Fe~(3+)对辉钼矿表面性质、可浮性的影响及其作用机制。结果表明,Fe~(3+)的加入明显降低了辉钼矿的浮选回收率;Fe~(3+)在辉钼矿表面发生了较强的吸附,辉钼矿经Fe~(3+)作用后其表面电位发生显著偏移;Fe~(3+)在溶液中主要以羟基络合铁离子、氢氧化铁沉淀及少量铁离子形态存在,其中羟基络合铁离子、氢氧化铁沉淀具有极强的极性,能吸附在辉钼矿上,而铁离子能与辉钼矿棱氧化生成的MoO_4~(2-)发生化学反应;由于辉钼矿棱的面积要比面的面积小,而铁离子主要是吸附在棱上,因此由XPS检测分析可知,铁元素的峰不明显,铁的含量不多,但可以看出铁离子吸附在辉钼矿表面,且吸附既有物理吸附也有化学吸附。     

Effects of aluminosilicate minerals on copper-molybdenum flotation from Sarcheshmeh porphyry ores

The presence of aluminosilicate minerals adversely affects the floatability of copper during processing of Sarcheshmeh porphyry ores. In this work, ores containing different types and quantities of aluminosilicate minerals, as well as copper sulfides (i.e., chalcopyrite and chalcocite), were examined in the laboratory to determine how aluminosilicate minerals affect the floatability of copper and to find ways to decrease their unwanted effects. It was shown that ore types that contain muscovite and vermiculite have the greatest effect on the floatability of copper sulfides. To overcome this problem, two reagent strategies were used: (a) dextrin at 100, 200, and 600 g/ton and (b) a mixture of dextrin, sodium silicate, and sodium hexametaphosphate (20%, 40%, and 40% by weight, respectively) at 200 and 300 g/ton. The reagent mixture (case b) at a dosage of 200 g/ton improved the copper recovery and decreased the grade and the recovery of Al₂O₃ and SiO₂ in the flotation concentrate. As an alternative solution, flotation at reduced pulp density (24%) improved the grade and the recovery of copper and molybdenum and decreased the grade and recovery of Al₂O₃ and SiO₂ in comparison to the currently used pulp density (29%) in the Sarcheshmeh flotation plant.     

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。     

Recovery of phosphate ores in the modified three-product column (3PC) flotation cell

This work details the results obtained for the rougher flotation of phosphates in a modified flotation cell known as a three-product column (3PC), at both the laboratory and pilot plant scales. Results were compared to a conventional column cell-CCC. The 3PC cell separates the drained (rejected) particles from the froth zone (third product) and uses a secondary wash water system between the feed and the froth zone (II). Bench-scale studies measured the effect of the two water surface rates on mass and metallurgical recoveries and concentrate grades (P₂O₅, Fe₂O₃, and SiO₂) in all the flows. At pilot scale, the influence of wash water (J_W2) and column design on the flotation separation parameters was studied. Results showed that, compared with the conventional column cell (CCC), the 3PC yielded, in all cases, clean high-grade concentrates, with a minor concentration of impurities (Fe₂O₃ and SiO₂). Concentrate recoveries ranged from 40% to 70% for apatite and were lower when compared to CCC, but it is believed that the third product could be recycled to the fee. This drop-back product operating with J_W2 = 0.0 cm s⁻¹ might yield 5–10% extra in apatite recoveries and enhancing this J_W2 values, the apatite recovery decreased by 0.5–3% but rejection of impurities was very high. Results appear to show that the 3PC may be used as a rougher-flash or Cleaner unit with an optional recycle of the third product into the rougher or simply discarding it. Data on the influence of some cell design and gas dispersion parameters on process efficiency are reported, and the potential practical applications for this type of cell are envisaged.     

Recovery of feldspar from trachyte by flotation

In this study, recovery of feldspar from trachyte by flotation was studied. A feldspar concentrate containing 5.72% K₂O, 5.33% Na₂O, 0.321% Fe₂O₃ and 0.080% TiO₂ was obtained from a feed containing 5.20% K₂O, 3.37% Na₂O, 1.778% Fe₂O₃ and 0.253% TiO₂ with an overall recovery of 22.4% by weight.