铝土矿反浮选体系分散与凝聚理论

在铝土矿反浮选脱硅过程中,矿浆悬浮液的分散和凝聚状态对微细粒－水硬铝石的回收和精矿铝硅比有显著影响。要使各种硅酸盐矿物混合物达到有效的选择性分离,首先必需使矿浆悬浮液处于最佳分散状态,避免各种矿物细粒间的相互混杂和矿泥罩盖。针对高硅铝土矿反浮选脱硅过程,根据经典DLVO理论,从颗粒间的相互作用分析了微细粒－水硬铝石在各种含硅脉石矿物表面的粘附情况。结果表明：一水硬铝石与含硅脉石矿物颗粒间的范德化相互作用总是吸引;而它们间的静电相互作用在弱碱性条件下时为排斥,在弱酸性条件下时为吸引,一水硬铝石的夹带上浮较为严重,不利于铝土矿的反浮选。     

铝土矿选矿脱硅新技术研究

完成单位:北京矿冶研究总院、山东铝业股份有限公司。“铝土矿选矿脱硅新技术研究”旨在提高我国中低品位一水硬铝石型铝土矿的铝硅比,使其可经济地采用常规拜尔法或烧结法生产氧化铝。针对我国一水硬铝石型铝土矿矿物自然粒度细小,镶嵌关系复杂,富连生体嵌布粒度较粗和主要脉石矿物易泥化等特点。该成果继承和发展铝土矿选矿“九五”攻关成果,首次提出了铝土矿粗粒快速浮选的工艺思路并创造性的将“粗细分选”技术应用于铝土矿选矿脱硅过程,开发了“选择性磨矿-粗细分选”新工艺。其特征是在粗磨条件下,将磨后矿物分级获得粗细两个粒级产品…     

高铝高硅铝土矿分步强化脱硅提质研究

以云南高铝高硅一水硬铝石型铝土矿(Al2O366.85%,SiO_212.75%脉石矿物主要为高岭石和白云母)研究对象,针对性地提出重选脱硅富集粗粒,浮选降硅回收细粒的分步强化回收方案,通过采用粗磨重选-中矿再磨-细粒浮选的闭路流程,最终获得铝土矿总精矿产率76.66%,Al_2O_3品位71.19%,含SiO_28.78%,铝硅比8.11,Al_2O_3回收率81.64%的良好指标。本研究对大量高铝高硅铝土矿资源的经济高效选矿开发具有参考价值。     

十二烷基胍对铝硅矿物的浮选分离

采用含有胍基的长碳链季铵盐作捕收剂,研究-水硬铝石、高岭石、叶腊石和伊利石单矿物的浮选行为、铝硅人工混合矿样的浮选分离以及河南铝土矿的精选.结果表明:在捕收剂用量为2×10-4mol/L条件下,在广泛的pH范围内,十二烷基胍对硅酸盐矿物具有较好的捕收能力,平均浮选回收率可达80%;强碱性条件下,一水硬铝石的浮选回收率从80%急剧下降至20%,与高岭石、叶腊石和伊利石之间形成较大差异:以十二烷基胍为捕收剂可望实现铝硅矿物反浮选分离:实际铝土矿(原矿铝硅比为5.70)经过反浮选脱硅,精矿铝硅比达11.08,铝浮选回收率为75%;与传统的阳离子捕收剂十二胺相比,胍类阳离子捕收剂对硅酸盐矿物浮选能力强、受pH的影响小,是一种新型高效的铝硅矿物浮选分离捕收剂.     

改性调整剂在高硅铝土矿反浮选中的应用

对组成高硅铝土矿的纯矿物进行了浮选试验研究,讨论了改性调整剂TZ-1对几种纯矿物上浮率的影响.试验证明,在弱酸性环境中,配合使用改性调整剂TZ-1,纯矿物的上浮率较高,而在强酸性和碱性介质中上浮率较低,为铝土矿的反浮选脱硅奠定了基础.实际矿石试验表明,在“四次粗选、一次扫选”的反浮选工艺流程和新型改性调整剂TZ-1的联合作用下,铝土矿精矿的铝硅比为10.79,Al2O3的回收率为83.13％.实现了铝土矿的高效脱硅.     

一水硬铝石型铝土矿焙烧碱浸脱硅新工艺(Ⅰ)

针对中、低铝硅比的一水硬铝石—高岭石型铝土矿 ,以山西铝土矿作原料 ,在回转窑上进行了焙烧脱硅工艺研究 ,结果表明 :采用回转窑焙烧铝土矿是可行的 ,其焙烧工艺条件为 :矿石粒度 0～ 2 0mm ,焙烧温度10 5 0～ 110 0℃ ,焙烧时间 15～ 2 0min。在碱浸溶出脱硅条件下焙烧矿的脱硅率达 5 5 .6 1% ,精矿铝硅比为 9.92。X射线衍射分析表明 :焙烧过程中高岭石发生热分解产生的非晶态SiO2 ,在碱浸溶出脱硅过程中溶于NaOH脱除。高压溶出试验表明 :脱硅铝精矿中Al2 O3 的溶出率比原矿要高。     

磷酸盐对一水硬铝石和高岭石浮选的选择性作用

研究了磷酸盐对一水硬铝石和高岭石的浮选性能。六偏磷酸钠(SHMP)在低用量条件下，对高岭石的抑制作用大于对一水硬铝石的，可以实现铝土矿的正浮选脱硅；而在高用量的条件下，六偏磷酸盐对一水硬铝石的抑制作用很强，对高岭石的抑制作用与低用量条件相比没有明显变化，因而可以实现铝土矿的反浮选脱硅。通过磷酸盐的溶液化学、六偏磷酸钠对一水硬铝石和高岭石矿物的ξ-电位影响及其在矿物表面上的吸附量测定，同时通过显微镜对溶液中的矿物颗粒成像，探讨了(NaPO3)6在一水硬铝石和高岭石的胺阳离子反浮选体系中的作用机理。     

关于铝土矿选精矿粒度的研究

铝土矿选精矿偏细制约了它在工业上的应用,通过工艺矿物学的研究发现,矿石中存在大量粒度较粗的一水硬铝石富集合体。因此,铝土矿选矿完全可以以一水便铝石富集合体为解离对象,以一水硬铝石富连生机为捕收对象,为放粗精矿粒度打下了理论基础。但是在各矿石中,仍存在一部分一水硬铝石和含硅脉石矿物呈隐晶质或微晶体集合体,通过工艺流程的研究,开发的“两段闭路磨矿－一中矿再磨一次选剂”工艺流程,解决了精矿粒度与回收率之间的矛盾。在工业试验中,通过优化浮选药剂,强化对一水硬铝石富连生体的捕收,改善浮选机的运行参数,强化粗粒上浮。取得了良好的分选指标,精矿粒度放粗至74．44％－ 0．075mm。     

高硅铝土矿选矿脱硅的研究现状及进展

我国的铝土矿资源非常丰富。但其较低的铝硅比,严重制约着我国铝行业的健康发展。通过合理的选矿方法提高铝土矿的铝硅比,以获得高质量的铝土矿精矿,满足氧化铝生产需求,是改变一水硬铝石生产氧化铝高能耗、高成本的有效途径。本文主要介绍国内外高硅铝土矿选矿脱硅的研究现状及进展,并对高硅铝土矿选矿脱硅的发展方向进行了展望。     

放粗铝土矿选矿精矿粒度的可行性研究

铝土矿选矿精矿粒度对精矿脱水过滤及拜耳法生产氧化铝具有重大影响。通过对铝土矿选矿精矿铝硅比的要求,一水硬铝石嵌布状态的研究,发现矿石中存在的大量粒度较粗的一水硬铝石富集合分配 ,并测量了其粒度（工艺粒度）。并对磨矿产品的富集合体解离度进行了互分析计算,精矿粒度可放粗至７５％～０．０７５ｍｍ左右。     

Improvement of flotation behavior of Mengzi lead-silver-zinc ore by pulp potential control flotation

The electrochemical behavior of Mengzi lead-silver-zinc ore flotation system was studied. Based on the electrochemical characteristics of sulfide mineral flotation system, a stage potential control flotation was developed with the main parameters of pulp potential（φp）, pH value and collector dosage. Using N,N＇ diphenylamino-dithiolphosphoric acid（NNDDC） as a collector, which has good selectivity for galena flotation at pH 8.8 and pulp potential 330 mV, DDTC is used as secondary collector to improve both the grade and recovery of Pb and Ag. The pulp potential values significantly influence the floatability of practical minerals and single minerals when using NNDDC as the collector. The flotation recovery of galena reaches 85% at about 0.3 V and pH8.8. With the usage of pulp potential control during grinding and flotation, the new pulp electrochemical technology for Mengzi lead-silver-zinc ore flotation was developed. The results show that the grades of Pb and Ag of galena concentrate are 55% and 1 800 g/t, respectively, while the recoveries of Pb and Ag are 86.5% and 65%, respectively, the grade of Zn of marmatite concentrate is 42.5%, and the recovery of Zn is 91.25%.     

矿浆浓度对金矿浮选速率影响的动力学研究

采用一阶浮选动力学模型对金矿石的浮选回收率进行了拟合,以研究矿浆浓度对不同粒径金矿浮选速率的影响。结果表明,浮选矿浆浓度与金的累积品位呈反比,而与金的累积回收率近乎呈正比,低浓度比高浓度矿浆更有利于金的高效富集,高浓度矿浆下更有利于金的回收。粗颗粒金比细粒级金更适应高浮选矿浆浓度体系,其浮选回收率及累积品位均更高。实际矿石试验验证了浮选动力学拟合结果,在50%的浮选矿浆浓度中,经闪速浮选协同常规浮选工艺,可以获得金品位50.0 g/t,回收率88.93%的金精矿,获得了比单一常规浮选更好的技术指标。     

Flotation of indium-beard marmatite from multi-metallic ore

Flotation of indium-beard marmatite from Dulong multi-metallic ore in Yunnan Province of China was studied to improve the grades and recoveries of zinc and indium of the zinc concentrate in Dulong concentration plant.The experimental results indicated that copper sulfate mixed with a chemical reagent X-1 as the activator in the marmatite flotation produced a much better beneficiation than copper sulfate alone,increasing the zinc and indium recoveries of 10% and 6%,respectively,while the concentrate grades remained unchanged.Also,the new activator acted well around pH 10,allowing large savings on lime consumption in the rnarmatite flotation.In addition,it has been found that a sufficient activated lime of activator with ore slurry in the flotation is needed to achieve good beneficiation of the marmatite ore.     

山东某含金硫铁矿强化浮选回收试验研究

山东某含金硫铁矿原矿金品位为3.06 g/t、含硫量为2.65%。工艺矿物学研究表明,金主要以自然金等独立金矿物形式存在,其次以黄铁矿为载体,少量以磁黄铁矿为载体。采用快速浮选和常规浮选组合的工艺流程,以硫酸铜做活化剂,MA-1做捕收剂,HX-609做起泡剂,分别获得了金品位为34 g/t、32 g/t的快速浮选精矿和常规浮选精矿,金总回收率达到90%以上。     

铜阳极泥选冶富集金银的粗选研究

铜阳极泥含有大量的贵金属和稀有元素,是提取贵金属的重要原料。对铜阳极泥原料进行预处理后,用自制的不同浮选捕收剂以选冶工艺流程分离富集贵金属,考察了不同条件铜阳极泥的浮选行为。结果表明,经预处理后,采用自制药剂C,pH控制在2时进行粗选,粗选精矿中金、银的富集比接近4.5,银品位达到45%~50%,金品位由0.2%提高到0.8%~1.0%,可直接熔铸成板,节省了传统工序的贵铅炉熔炼并降低了成本,有利于后续处理。     

ACTIVATION AND DEPRESSION OF CALCITE IN CALCIUM MINERALS FLOTATION

１ＩＮＴＲＯＤＵＣＴＩＯＮＳｃｈｅｅｌｉｔｅｏｒｅｓａｌｗａｙｓｃｏｎｔａｉｎｆｌｕｏｒｉｔｅａｎｄｃａｌｃｉｔｅ．Ｗｈｅｎｔｈｅｈｅａｄｇｒａｄｅｏｆｆｌｕｏｒｉｔｅｉｓｕｐｔｏ１５％ＣａＦ２,ｔｈｅｆｌｕｏｒｉｔｅｉｓｏｆｅｃｏｎｏｍｉｃｖａｌｕ...     

河北某石英脉型金矿石选矿试验研究

河北某石英脉型金矿石金品位5.4 g/t,银品位6.4 g/t。针对该矿石性质,开展浮选试验,在最佳药剂制度条件下浮选闭路试验获得精矿金回收率为78.9%,银回收率35.6%,金品位44.0 g/t,银品位23.5 g/t。为提高选矿指标,开展重选与浮选工艺联合试验。与单一浮选工艺相比,重、浮联合工艺获得混合精矿金回收率提高6.8%,银回收率提高2.2%。     

高砷富银铋硫多金属精矿综合回收实验研究

某高砷富银铋硫矿为硫化矿混合精矿,表面受到浮选药剂污染,各种矿物之间的可浮性相近,给分离带来不利影响。采用“混合精矿加温脱药-脱药精矿铋银优先浮选-铋银尾矿砷硫活化浮选”工艺流程进行处理,采用高效银铋捕收剂SAC,全流程实验获得的银铋精矿含银4386 g/t、铋13.06%、砷0.61%,回收率为银88.52%,铋85.51%;砷硫精矿含硫36.37%、砷9.69%,回收率为硫93.71%,砷97.57%。实现了混合精矿中铋银砷硫的综合回收。     

Recovery of molybdenum and copper from porphyry ore via iso-flotability flotation

A copper–molybdenum iso-flotability flotation process has been developed to efficiently improve the recovery of molybdenite from Duobaoshan porphyry Cu–Mo ores. The effects of flotation approach, type of collector, feed particle size distribution, rougher pH value and reagent dosage on the recovery of molybdenite were evaluated systematically. The results suggest that compared with kerosene and diesel oil, transformer oil has stronger dispersion capability in water media and better flotation selectivity for molybdenite, providing a higher molybdenum recovery under low reagent dosage. Moreover, compared with bulk flotation approach, the iso-flotability flotation approach using transformer oil as a collector can obtain superior Mo recovery (90.77%) and grade (0.80%) in the cleaner concentrate, and increase the Mo recovery and grade by over 18% and 5% in the final Mo concentrate, respectively. The results of commercial flotation further indicate that the iso-flotability flotation approach is a rational and effective route to beneficiate the porphyry Cu–Mo ores.     

云南某氧化银矿选矿试验研究

采用浮选+全泥氰化工艺对云南省某银矿石进行提银选矿试验研究。矿石中银多金属复硫盐经浮选富集得到银精粉;浮选尾矿再全泥氰化提银。浮选作业所得银精粉品位5761.54 g/t,回收率21.91%;浮选尾矿全泥氰化浸渣品位19.28 g/t,浸出率78.85%。综合回收率84.12%。银多金属复硫盐是影响浸出率的关键因素,预先将其有效浮选,有利于提高银氰化浸出率。