用梅山硫酸渣生产氧化铁红的试验研究

为提高梅山铁矿硫酸渣的附加值,进行了以该硫酸渣为原料,用选矿方法生产氧化铁红的试验研究。试验采用筛分分级-筛下预磨-漂洗-超细磨-碳硫钙镁反浮选-硅反浮选工艺,获得了Fe₂O₃含量达98.19%,SiO₂含量为0.48%的磁材级氧化铁红和Fe₂O₃含量为95.06%,SiO₂含量为0.83%的颜料级氧化铁红,而筛分筛上产品和反浮选泡沫产品可直接作为铁精矿。     

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。     

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。     

某含碳磷矿浮选试验研究

针对湘西某碳质胶磷矿进行了选矿试验研究。原矿P₂O₅品位约为20%, MgO含量6.70%, SiO₂含量11.81%, S含量2.93%, 针对该矿在常温下采用“脱碳-脱硫-脱镁”反浮选试验流程, 最终得到了P₂O₅品位28.19%、回收率78.47%的磷精矿产品, 实现了磷矿的有效回收和富集。     

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。     

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。     

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%。     

贵州某磷矿正-反浮选试验研究

针对贵州某P₂O₅品位11.68%、MgO含量10.87%的钙镁质低品位磷矿石进行了选矿试验研究。结果表明,通过“正浮选、一粗两扫反浮选”闭路流程,获得了P₂O₅品位28.04%、P₂O₅回收率81.92%、MgO含量0.75%的磷精矿。     

江西某钨锡重选尾矿综合回收石英和长石试验研究

针对江西某钨锡重选尾矿中石英、长石、云母含量高的特点,试验采用磨矿—磁选除铁—脱泥—云母浮选—石英与长石浮选分离的无氟少酸工艺综合回收石英和长石。在试样磨矿细度?0.074 mm含量占73.20%、磁场强度为1.0 T条件下进行磁选除铁,非磁性产品采用静置—虹吸方法脱去?0.020 mm细泥。磨矿—磁选—脱泥等预处理后的样品采用碳酸钠调整矿浆pH=10.5、捕收剂YF-1用量240 g/t 和十二胺用量80 g/t 联合浮选云母。对云母浮选尾矿以Ba2+用量120 g/t活化石英、YF-2用量250 g/t 抑制长石、捕收剂YF-1用量250 g/t 进行石英与长石的浮选分离。石英浮选尾矿即为长石精矿 ,石英精矿通过酸法反浮选长石工艺得到石英精矿和长石副产品。试验获得石英精矿产率25.30%,SiO₂含量99.20%,石英矿物回收率50%;长石精矿产率22.69%,K₂O+Na₂O含量13.16%,长石副产品产率7.68%,K₂O+Na₂O含量9.23%,长石矿物总回收率约79%;云母精矿产率14.50%,K₂O含量7.65%,Na₂O含量1.65%,Al₂O₃ 含量16.40%,云母矿物回收率85%。      

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。     

贵州某磷矿双反浮选工艺及机理研究

贵州某硅钙质磷矿中主要目的矿物为氟磷灰石, 主要脉石矿物为石英、白云石以及黏土矿物, 矿物共生关系复杂。为了脱除其中的杂质, 使用捕收剂WF-04和M-51, 采用双反浮选工艺脱除其中的硅、镁杂质以及倍半氧化物, 可得到P₂O₅品位34.45%、MgO含量0.94%、SiO₂含量6.64%、Al₂O₃含量1.67%、Fe₂O₃含量0.58%、P₂O₅回收率79.19%的磷精矿。通过Zeta电位和红外光谱分析研究了脱硅捕收剂M-51的作用机理, 结果表明, M-51通过物理吸附伴随氢键作用有效地吸附在石英表面, 而在磷灰石表面几乎不吸附。     

山东某长石矿石除铁增白选矿试验

山东某长石矿石属高含铁量长石矿石,铁赋存于铁矿物、云母、黄铁矿及一些含铁碱金属硅酸盐中。为了从该矿石获得陶瓷工业用高品级钾长石原料,对其开展了除铁增白选矿试验研究。试验根据矿石性质,采用磨矿-按20 μm脱泥-高梯度磁选脱除磁性铁-乙黄药浮选脱除黄铁矿-十二胺+煤油浮选脱除云母-ZL-1浮选脱除含铁碱金属硅酸盐工艺流程,经系统的条件试验,最终获得了产率为76.24%、Al₂O₃回收率为80.31%的长石精矿,其Al₂O₃含量为16.05%、K₂O+Na₂O含量为12.50%、Fe₂O₃含量为0.09%、白度为67.26%,达到陶瓷行业用钾长石精矿一级品质量标准。     

本溪某铁选矿厂尾矿综合利用研究

为综合回收利用本溪某铁选矿厂尾矿,对该尾矿进行了选别试验研究,回收尾矿中可再次利用的铁和石英。结果表明,采用再磨-弱磁选-强磁选-铁矿反浮选-石英矿分步浮选联合工艺流程处理该尾矿,得到了产率6.21%、TFe品位59.75%的铁精矿和产率21.51%、SiO₂品位99.15%的石英精矿,尾矿资源得到合理利用。     

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。     

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。     

贵州某硅钙(镁)质磷矿石双反浮选试验

贵州某高硅钙含镁低品位磷矿石中的主要磷矿物为胶磷矿，以氟磷灰石为主，部分为碳磷灰石；主要脉石矿物为石英、白云石、伊利石和黄铁矿等。矿石P2O5品位为26.19%，SiO₂、CaO、MgO含量分别为16.88%、38.18%、1.92%。为确定矿石的开发利用工艺，采用双反浮选工艺进行了试验。结果表明，矿石在磨矿细度为-0.074 mm占82.05%的情况下，采用优先反浮选脱镁-沉降脱泥-1粗2精、粗选及精选尾矿合并1次扫选后返回的反浮选脱硅流程处理，最终获得了P₂O₅品位为32.35%、P2O5回收率达82.36%、MgO与P₂O₅含量比为2.32%、R₂O₃与P₂O₅含量比为11.07%的磷精矿。反浮选脱硅前预先脱泥，并用醚多胺类捕收剂T609和消泡剂TOP搭配，可有效改善阳离子捕收剂反浮选脱硅过程中泡沫多、黏度大、难冲消的问题。双反浮选工艺有效实现了磷灰石与脉石矿物的分离，获得了酸法加工用磷矿石优等品质量标准的磷精矿。     

新型捕收剂DTA-2在高铝铁矿石提铁降铝反浮选中的应用

针对现阶段高铝铁矿石选别后铁精矿中含铝过高的问题,东北大学研制了一种新型、高效的两性螯合捕收剂DTA-2,以某悬浮焙烧后磁选铁精矿为研究对象,进行提铁降铝反浮选试验。结果表明：在常温,自然pH条件下,以DTA-2为捕收剂,淀粉为抑制剂,经1粗1精1扫反浮选流程试验,可以获得精矿TFe品位66.80%、Al₂O₃品位3.26%的指标。对浮选精矿产品进行分析发现：褐铁矿内部结构相对松散,其中包裹脉石矿物较多;粒度较大氧化铁颗粒周围黏连微粒（多小于1 μm）以氧化铝为主的脉石矿物,微细粒的铁氧化物和以氧化铝为主的脉石矿物集合成磁性聚合体,造成精矿含杂;粒度较粗的氧化铝矿物颗粒内部有微粒（小于1 μm）弥散状氧化铁颗粒,磁选精矿中石英、高岭石、云母、长石矿物与氧化铁矿物连生或微粒单体夹带进入浮选精矿造成精矿杂质含量较高。通过浮选的方法解决了悬浮焙烧后磁选铁精矿含铝过高的实际问题。试验结果对高铝铁矿石的提铁降铝研究具有借鉴意义。