柠檬酸对铌铁矿和石英浮选分离的影响

柠檬酸是氧化矿和脉石矿物浮选分离中非常有效的抑制剂。针对白云鄂博矿中铌矿物难以回收的现状,使用OHA作为捕收剂,六水氯化铁为石英活化剂,柠檬酸为抑制剂,研究抑制剂对铌铁矿和石英的浮游特性的影响。柠檬酸作为抑制剂对铌铁矿和石英人工混合矿的最佳浮选分离条件：OHA用量为0.05 mmol/L,六水氯化铁用量为20 mg/L,柠檬酸用量为0.1 mmol/L,pH=9,获得的铌铁矿精矿中Nb₂O₅回收率为76.03%、Nb₂O₅品位为58.38%,实现了铌铁矿和石英的高效浮选分离。采用Zeta电位、接触角测试、X射线光电子能谱分析(XPS)揭示了药剂在矿物表面的作用机理,为铌铁矿和石英的高效分离提供理论依据,并为将其应用到实际生产中提供技术支撑,同时丰富铌铁矿浮选抑制剂体系。     

某伴生钽铌锂辉石矿选矿试验研究

西澳某伴生钽铌锂辉石矿为伟晶岩型锂矿,矿石Li₂O品位1.53%、Ta₂O₅品位0.025%、Nb₂O₅品位0.006%;脉石矿物主要为长石、辉石和石英。为高效开发利用该矿石资源,进行了系统的浮选试验研究以及磁选、重选试验研究。确定采用弱磁选除铁—强磁选、重选联合回收钽铌—强磁选尾矿浮选回收锂辉石的选矿工艺。试验结果表明:原矿在磨矿细度-0.076 mm占75%条件下,弱磁选除铁—强磁选回收钽铌工艺分选指标优于螺旋溜槽重选工艺分选指标,强磁选精矿经摇床1次粗选、1次精选获得Ta₂O₅品位21.35%、对原矿回收率23.03%的钽铌精矿;以碳酸钠、氢氧化钠、氯化钙为浮选锂辉石调整剂,以改性脂肪酸类捕收剂T-88为浮选锂辉石捕收剂,对强磁选尾矿进行锂辉石浮选试验,经1次粗选、2次精选、1次扫选、1次中矿再选锂,获得Li₂O品位5.60%、对原矿回收率76.13%的锂辉石精矿,实现了矿石中锂辉石与钽铌矿物的有效回收。试...     

朝鲜某复杂难选钽铌锆矿选矿试验研究

针对朝鲜某大型碱性花岗岩型钽铌锆矿床矿石化学成分复杂,有用矿物嵌布粒度细,有用矿物之间以及与脉石矿物之间解离性差的特点,采用细磨-脱泥-钽铌锆混合浮选流程处理该矿石,在原矿Nb₂O₅、ZrO₂、Ta₂O₅品位分别为1.17%、3.12%、0.046%情况下,最终可获得Nb₂O₅、ZrO₂、Ta₂O₅品位分别为9.43%、24.95%、0.36%,回收率分别为77.37%、76.77%、75.13%的钽铌锆混合精矿。     

某含铷花岗岩矿石中伴生钽铌锂的综合回收试验研究

伴生资源综合利用是绿色矿山建设、节约能源的重要举措。某地花岗岩型独立铷矿中伴生钽、铌、锂金属,为实现该铷矿的资源化利用,对钽、铌、锂进行了详细的综合回收试验研究。矿石中Ta₂O₅、Nb₂O₅、Li₂O品位分别为42.15g/t、184.00g/t和0.086%;钽铌赋存于铌铁矿中,锂主要赋存于铁锂云母中。确定采用磁选优先回收铌铁矿和铁锂云母—磁精矿重选回收钽铌—重选尾矿浮选回收锂的选矿工艺。试验结果表明:在磨矿细度为-0.074mm占61.81%的条件下,经弱磁选除铁—强磁选—两段摇床重选得到含11 650 g/t Ta₂O₅、50 400g/t Nb₂O₅的钽铌精矿,钽、铌回收率分别为38.46%和38.11%,钽、铌富集比均超过270;以碳酸钠、水玻璃作为调整剂,氧化石蜡皂和十二胺作为阴阳离子组合捕收剂,对重选尾矿进行浮选富集铁锂云母,经1次粗选、1次精选、1次扫选获得Li_2<...     

风化高泥铌多金属矿选矿试验研究

针对国外某风化型铌多金属矿高度风化、严重泥化, 烧绿石、磷灰石、磁铁矿等有价矿物被纤磷钙铝石、高岭土等泥质矿物紧密包裹的矿石性质, 在原矿Nb₂O₅、Fe和P₂O₅品位分别为0.73%、15.81%和7.39%时, 采用“搅拌-脱泥-浮磷-弱磁选选铁-浮铌”工艺流程, 获得Nb₂O₅品位25.85%、回收率56.45%的铌精矿, P₂O₅品位38.91%、回收率63.33%的磷精矿和Fe品位60.37%、回收率45.56%的铁精矿, 实现了稀有金属铌、伴生有价元素铁和磷的综合回收。     

某炭质石煤钒矿中钒的赋存状态及其浮选研究

利用X射线衍射、光学显微镜、电子探针等多种检测方法, 研究了某炭质石煤钒矿钒的赋存状态。在工艺矿物学研究的基础上进行了炭质钒矿的浮选试验, 设计了脱碳-浮选联合流程评定该炭质石煤钒矿浮选富集工艺的可行性。结果表明: 炭质钒矿中主要含钒矿物为含钒石煤, 主要脉石矿物为石英; 采用阴阳离子混合捕收剂闭路试验得到了V₂O₅品位为2.48%、回收率为81.15%的钒精矿。     

镧系金属-苯甲羟肟酸有机配合物对萤石和方解石的捕收性能研究

萤石、方解石等含钙矿物表面吸附位点同为钙质点, 导致脂肪酸、羟肟酸等常用氧化矿捕收剂对它们的选择性较差, 针对该问题提出利用含钙矿物阴离子的差异性来设计金属离子配合物捕收剂的思路。利用Ce-BHA配合物对萤石与方解石质量比1 GA6FA 1的人工混合矿进行一次粗选浮选试验, 最终可得萤石精矿CaF₂品位78.92%、回收率74.77%, CaCO₃品位11.08%、回收率24.23%, 分离效果良好。与单独使用BHA作捕收剂相比, 浮选精矿CaF₂品位提高约26百分点, 回收率提高约50百分点, 表明该配合物捕收剂对萤石的选择性好。通过量子化学计算了多种镧系金属离子与苯甲羟肟酸(BHA)的作用情况及其在萤石、方解石表面的吸附行为, 结果显示最佳的配合物捕收剂组合为Ce-BHA, 与纯矿物浮选试验结果相符。      

超导磁选富集白云鄂博尾矿中的有价元素研究

白云鄂博矿选矿厂的综合尾矿REO、Nb₂O₅和Sc₂O₃含量分别为2.41%、0.16%和0.22%,且含有大量的萤石。为了提高REO、Nb₂O₅和Sc₂O₃的回收率,为萤石的综合回收创造条件,采用SLon-100型周期式超导高梯度磁选机进行了REO、Nb₂O₅和Sc₂O₃回收工艺技术条件研究,并对磁选产品进行了XRD和主要化学成分分析。试验研究表明：SLon-100型周期式超导高梯度磁选机使用菱形网片聚磁介质,背景磁感应强度为6 T,给矿浓度为12%,矿浆流速为7.1 L/min,脉动冲次为100次/min情况下,可获得REO品位为3.04%、回收率为88.91%的精矿;稀土及稀有金属矿物明显富集在精矿中,这为稀土及稀有金属矿物的进一步富集创造了条件,可显著减少浮选提纯稀土及稀有金属矿物过程中萤石等脉石矿物抑制剂的使用;萤石明显富集在尾矿中,为从尾矿中浮选富集萤石创造了条件。     

某钽铌尾矿综合回收试验研究

某钽铌原矿经“阶段磨矿—阶段重选”工艺获得回收率大于90%的钽铌精矿。经化学分析,钽铌尾矿中钽铌品位较低,但有价组分锂含量较高且赋存在云母中,钾长石和钠长石含量也较高。为提高矿产资源利用率,回收钽铌尾矿中的其他有价矿物,对钽铌尾矿进行了综合回收试验研究。试验考虑优先回收锂云母和长石,钽铌可作为副产品富集。但由于该尾矿中Fe₂O₃含量为0.17%,会影响长石产品的白度,因此综合回收需要采用强磁选工艺除铁回收长石,同时采用浮选法回收锂云母、重选法富集钽铌。在优化条件试验的基础上进行了全流程综合回收试验,最终可获得长石产品(产率71.48%、Fe₂O₃≤0.006%)、锂云母精矿(Li₂O品位3.51%、回收率77.66%)和钽铌精矿(Ta₂O₅品位4.06%、回收率30.17%,Nb₂O₅品位4.07%、回收率36.39%),较好地实现了该钽铌尾矿中有价矿物的综合回收利用。     

复合捕收剂对铌矿浮选的机理研究

铌铁矿物组成成分复杂并且伴生矿物居多,需要有针对性的对浮选药剂进行探讨研究。本文研究OHA、OHA与亚油酸钠复配对铌铁矿物浮选的效果与机理。当OHA作为捕收剂时,其最佳浮选条件为：粒度-38μm,药剂浓度0.2mmol/L,pH=9;当OHA与亚油酸钠进行复配时,比例为1:0.25时回收率达到最佳,粒度-45+38μm、浓度为0.5mmol/,pH=9,回收率达到76%,较单一捕收剂回收率提高了35%左右。机理分析采用Zeta电位、X射线光电子能谱(XPS)和红外光谱检测研究复配药剂对铌铁矿物的作用机理。     

胶磷矿同步反浮选的试验研究

为解决胶磷矿浮选中pH调整剂用量大、浮选流程复杂的问题,以新型磷酸酯药剂Gz92、氨类药剂AE35为白云石和石英的反浮选捕收剂,探索胶磷矿同步反浮选工艺。通过单矿物及人工混合矿浮选试验,研究了Gz92、AE35对白云石、胶磷矿、石英的捕收性能及分离选择性。结果表明:单一捕收剂在中性pH值条件下,Gz92对白云石表现出良好的捕收能力,AE35对石英表现出良好的捕收能力;Gz92与AE35联合对白云、石英表现出良好的捕收能力,对磷灰石无捕收能力;Gz92与AE35联合,一次浮选,可将人工混合矿P₂O₅品位从18.59%提高到31.91%,回收率67.96%。综合以上结果,利用Gz92和AE35在中性矿浆pH值条件下,可实现胶磷矿的同步反浮选。      

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。     

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%。      

非洲某钽铌砂矿矿石性质及预选工艺研究

为了给中国某矿业公司开发非洲某钽铌砂矿提供依据,首先对该矿矿石进行了工艺矿物学研究,结果表明：矿石中钽、铌的含量分别达到了97.4 g/t和1 044.2 g/t,远远超过了工业开采指标要求;有用矿物除铌铁矿外,还伴生钛铁矿、锡石、锆石以及独居石、钍石等,脉石矿物则主要为石英、长石;有用矿物嵌布粒度较粗,且基本都已经单体解离,同时它们与石英、长石的重选分离难易度处于“较易”范围;矿石中+3 mm粒级的产率达21.10%,但钽、铌在其中的分布率只有3.04%和1.33%。根据工艺矿物学研究结果,采用原矿按3 mm筛分抛尾、筛分精矿跳汰抛尾、跳汰精矿按0.5 mm分级摇床精选的工艺流程进一步进行了预选试验,获得了预选精矿产率为0.71%,Ta₂O₅、Nb₂O₅、Sn、ZrO₂品位分别为1.21%、12.93%、7.12%、14.97%,相应回收率分别为89.45%、90.04%、87.16%、70.58%的较好指标,并使钛、钍、铪、铈也得到了富集。下一步将对预选精矿开展有用矿物互相分离的深选试验。     

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。     

湖南仁里钽铌铍稀有金属矿床综合利用评价

湖南仁里矿床平均Ta₂O₅品位0.036%,Nb₂O₅品位0.047%,为中国东部高品位、超大型稀有金属矿床,主要有用矿物有钽铌矿物、绿柱石、云母和长石;伴生矿物有锂云母、电气石和石榴石等。钽铌矿物主要以块状、颗粒状、针状及少量的片状赋存于中-粗粒白云母伟晶岩中的钠长石和石英中,少部分赋存于白云母、绿柱石、磷灰石和电气石中,嵌布粒度较粗;绿柱石主要以块状及颗粒状赋存于伟晶岩中。本文采用螺旋溜槽粗选-摇床精选回收钽铌矿物-重选尾矿浮选回收云母-云母浮选尾矿浮选铍的工艺流程,获得了钽精矿(Ta₂O₅品位20.36%,Nb₂O₅品位19.87%,Ta₂O₅回收率73.53%)、铍精矿(BeO品位8.69%,回收率65.92%)和云母精矿(Al₂O₃品位24.26%,Li₂O品位0.25%,Rb₂O品位0.25%,Rb₂O回收率67.10%)。研究结果表明,仁里矿床稀有金属及非金属矿产资源丰富,矿石质量高,易选,回收率较高。该矿床具有较高的稀有金属综合回收率(69.73%)和矿产资源综合利用率(89.60%),具有较高的开发利用经济价值。      

镁离子对钼尾矿中石英和长石浮选分离的影响研究

为了回收内蒙古某钼尾矿中含量约35%的长石以及含量约35%的石英,进行了油酸钠在镁离子存在的条件下对石英和长石浮选分离的研究。通过对浮选条件的优化,在pH=11.0、镁离子用量300 g/t、油酸钠用量900 g/t的条件下,获得了产率为27.28%、SiO₂含量为94.67%的石英产品以及产率为36.47%、K₂O+Na₂O含量11.13%的长石产品。通过Zeta电位测试及镁离子的溶液化学分析表明,矿浆pH值为11.0时,Mg（OH）+的浓度较大,Mg（OH）₂沉淀刚开始生成,此时活化石英的效果最为明显,即浮选精选产率较大,且浮选精矿中长石浮选回收率较低;当矿浆pH值大于11.0时,在矿物表面生成越来越多的Mg（OH）₂沉淀可能使药剂失去选择性,从而导致大量长石开始上浮。镁离子对石英的活化作用有利于石英和长石的浮选分离。      

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。