萤石矿浮选的正交试验研究

采用正交试验法对硅质萤石矿进行了浮选试验研究。研究了碳酸钠、水玻璃、捕收剂用量对萤石粗精矿品位、回收率、浮选粗选作业选矿效率的影响,从而确定萤石浮选的最佳工艺参数及影响萤石粗精矿品位、回收率、浮选粗选作业选矿效率的主要因素。结果表明,当碳酸钠用量为1500 g/t、水玻璃用量为500 g/t、捕收剂用量为480 g/t时,浮选后的萤石粗精矿品位为80.68%,回收率为92.11%。     

从四川某稀土-萤石中矿中分离萤石与稀土的实验研究

四川某萤石与稀土的混合中矿里稀土氧化物(REO)含量为5.85%、萤石含量为85.69%，并有少量的石英、方解石等脉石矿物。为实现两种有用矿物的有效分离以及综合回收，基于两种矿物的性质差异，采用稀土磁选—萤石浮选的选矿工艺，给矿经过“一次粗选一次精选一次扫选”的磁选流程，可获得REO含量为66.32%、稀土回收率为80.01%的稀土精矿，稀土磁选尾矿在调整剂碳酸钠用量为200 g/t、组合抑制剂改性水玻璃+腐殖酸钠用量为300+100 g/t、改性脂肪酸类捕收剂YK-6用量为400 g/t的条件下，经过一次浮选作业可获得CaF₂含量为98.29%、CaF₂回收率为91.69%的萤石精矿，各项指标均良好。     

河南某稀土选矿工艺试验研究

在对河南某稀土矿产的选矿试验研究中,经多项选矿工艺流程试验,如单一重选试验、单一磁选试验、单一浮选试验、"磁选-磁精重选"试验、"磁选-磁精浮选"试验,及浮选药剂筛选试验等,最终确定"磁选-磁精浮选"工艺为最佳选矿工艺流程,浮选捕收剂选用CK-6。确定选矿工艺参数为:磨矿细度小于0.075mm占70%,磁选磁场强度为1.2T、浮选氢氧化钠用量500g/t,水玻璃用量500g/t,氟硅酸钠用量500g/t,CK-6用量750g/t。在上述工艺条件下,经三段磁选和"一粗三精三扫"浮选闭路试验,获得了REO品位53.87%、REO回收率76.49%的精矿产品。     

新型捕收剂浮选云南个旧矽卡岩型白钨矿试验研究

以云南个旧卡房矽卡岩型白钨矿为研究对象，针对原工艺GY-10捕收剂浮选体系下钨总回收率偏低的问题，为提高钨资源综合利用水平，应用新型白钨矿捕收剂KF-1进行了选矿试验研究。结果表明，脱硫浮选后，钨常温粗选碳酸钠、水玻璃和捕收剂用量分别为2 000 g/t、4 000 g/t和150 g/t，钨加温精选温度为85 ℃，保温时间为1 h，钨加温精选氢氧化钠、水玻璃和捕收剂用量分别为200 g/t、1 200 g/t和3 g/t，最终获得了钨精矿品位55.65%、钨回收率为77.35%的技术指标，与GY-10相比，钨总回收率提高了14百分点，实现了卡房矽卡岩型白钨矿的高效综合利用。      

巴布新几内亚马当省某铜镍矿的选矿试验

巴布新几内亚马当省某铜镍矿含铜0.26%,含镍0.63%。根据矿石性质,采用一次粗选、两次扫选、一次精选铜镍混合浮选,中矿顺序返回的闭路浮选试验流程。在磨矿细度为-0.074 mm占80%,六偏磷酸钠用量为1500 g/t,CMC用量为400 g/t,丁基黄药200 g/t,Z-200用量为40 g/t,松醇油用量10 g/t条件下,获得了较好的选矿指标。所得铜镍混合精矿铜品位4.50%、镍品位9.22%,铜回收率86.52%、镍回收率72.73%。     

尼日利亚某氧化铜矿浮选试验研究

采用浮选法对尼日利亚某高品位氧化铜矿进行了选矿试验研究。结果表明,试样含铜4.10%,氧化铜含量为84%,在磨矿细度-0.074mm含量占90%,Na_2CO_3用量为500g/t、Na_2SiO_3用量为1 000g/t、Na2S用量为300g/t、捕收剂JP用量为700g/t、2号油用量为13g/t的条件下,经过一粗四精三扫混合浮选流程,可获得品位为20.23%,回收率为74.35%的铜精矿。铜精矿中含Au 4.41g/t、Ag3526g/t,其回收率分别为75.66%、81.81%。该单一浮选工艺不仅实现了氧化铜矿的高效分选,而且综合回收了伴生的金和银。     

铝酸盐荧光粉中绿粉与蓝粉的浮选研究

荧光粉中的稀土氧化物具有极高的回收利用价值。为实现细粒级稀土铝酸盐荧光粉绿粉(Ce,Tb)Mg Al₁₁O₁₉和蓝粉Ba Mg Al₁₀O₁₇:Eu²⁺的分离,对其进行了浮选试验,探究了p H值、药剂种类和用量对荧光粉浮选回收效率的影响。试验结果表明在酸性条件下,相比海藻酸钠和硅酸钠,木质素磺酸钠(SL)对蓝粉的抑制效果更好。在p H=5、抑制剂SL用量12500g/t、分散剂碳酸钠用量26500g/t、捕收剂十二烷基硫酸钠用量5000g/t的条件下,可得到回收率为68.04%、稀土氧化物品位15.79%的绿粉精矿和回收率为68.46%、稀土氧化物品位6.85%的蓝粉精矿。     

恩施某鲕状赤铁矿选矿试验研究

采用磁化焙烧—磁选—反浮选流程对恩施某细粒嵌布鲕状赤铁矿矿石进行了选矿试验。结果表明,矿石在还原剂用量为7%、焙烧温度为850℃、焙烧时间为90 min条件下焙烧后,磨细至-0.074 mm占85%,在磁场强度为278.67 kA/m条件下弱磁选,磁选精矿在NaOH用量为1 500 g/t、淀粉用量为1 200 g/t、CaO用量为900 g/t、RA-715用量为750g/t、2#油用量为20 g/t条件下进行浮选试验,可以获得铁品位为63.78%,回收率为58.72%,含磷0.25%的铁精矿。     

安徽某钼矿选矿试验

对安徽某特大斑岩型钼矿进行选矿试验研究,通过钼浮选条件试验确定了最佳工艺条件。在磨矿细度为-0.074 mm 80%、水玻璃用量为200 g/t、选钼捕收剂柴油用量为80 g/t、松醇油用量为39 g/t,石灰用量为200 g/t的条件下,采用1次粗选、2次扫选,钼粗精矿经2段再磨4次精选,选铜尾矿经1粗1扫1精进行闭路试验,最终获得了钼精矿品位为49.80%、回收率为89.77%,硫品位为45.40%、硫回收率为71.91%的硫精矿的良好指标,为该矿的矿床经济评价与开发利用提供了参考依据。     

安徽某钼矿选矿试验

对安徽某特大斑岩型钼矿进行选矿试验研究,通过钼浮选条件试验确定了最佳工艺条件。在磨矿细度为-0.074 mm 80%、水玻璃用量为200 g/t、选钼捕收剂柴油用量为80 g/t、松醇油用量为39 g/t,石灰用量为200 g/t的条件下,采用1次粗选、2次扫选,钼粗精矿经2段再磨4次精选,选铜尾矿经1粗1扫1精进行闭路试验,最终获得了钼精矿品位为49.80%、回收率为89.77%,硫品位为45.40%、硫回收率为71.91%的硫精矿的良好指标,为该矿的矿床经济评价与开发利用提供了参考依据。     

包钢稀土尾矿中稀土矿物的浮选再回收

包钢稀土尾矿中的稀土矿物有较高的再回收价值。对-74 μm粒级产率为77.73%、REO品位为5.97%、主要稀土矿物氟碳铈矿和独居石含量分别达4.10%和3.80%的包钢稀土尾矿试样进行了浮选再选试验。结果表明,在磨矿细度为-74 μm占95%,粗选矿浆浓度为40%,矿浆温度为30 ℃,粗选NaOH用量为3 000 g/t,水玻璃用量为2 000 g/t,H205+LD用量为400+300 g/t情况下,采用1粗3精2扫、中矿顺序返回流程处理试样,获得了REO品位为45.08%、REO回收率为75.27%的稀土精矿。     

乳化-絮凝对某金尾矿中微细粒金回收的影响

陕西小秦岭某浮选金尾矿中的金矿物粒度微细,主要以自然金和硫化物包裹金形式存在。为充分回收该尾矿中的金,并了解乳化-絮凝对微细粒金矿物的强化回收效果,进行了常规浮选和乳化-絮凝浮选工艺条件对比试验。结果表明,在矿浆浓度为25%、石灰用量为120 g/t、丁基黄药为100 g/t、2#油为12 g/t的情况下1次常规浮选,可获得金品位为14.00 g/t、金回收率为34.50%的金精矿;在矿浆浓度为25%、石灰用量为120 g/t、丁基黄药为60 g/t、2#油为12 g/t、乳化剂月桂酸皂用量为10 g/t、絮凝剂LR用量为20 g/t的情况下1次乳化-絮凝浮选,可获得金品位为17.31 g/t、金回收率为77.14%的金精矿。与常规浮选精矿指标相比,乳化-絮凝浮选在捕收剂丁基黄药用量下降40 g/t的情况下,金精矿金品位提高了3.31个百分点、金回收率提高了42.64个百分点,表明月桂酸皂乳化-LR絮凝可强化细粒金矿物的回收、大幅度地改善浮选精矿指标。     

大陆槽难选稀土矿选矿试验研究

四川省德昌县大陆槽稀土矿主要稀土矿物为氟碳铈矿,其嵌布粒度细,与其他矿物嵌布关系复杂;萤石、重晶石、锶钡硫酸盐矿物等伴生矿物含量高,矿石泥化现象严重,造成稀土矿物难以回收利用。针对目的矿物的分布情况和矿石性质,确定了浮—磁联合的工艺流程,重点考察了脱泥、磨矿细度、浮选捕收剂、抑制剂、起泡剂等条件试验,最终确定了预先脱泥,磨矿细度-0.074 mm占65%,采用水玻璃为抑制剂,新型捕收剂103为捕收剂,SL-301为起泡剂的“预先脱泥—两粗—三扫—三精—精扫选”闭路试验流程,获得品位30.38%、回收率73.74%的浮选精矿和品位11.93%,回收率13.41%的浮选次精矿;浮选精矿通过磁场强度为1.19×103 kA/m的“一粗一扫”强磁作业后,获得品位61.11%、回收率60.09%的最终稀土精矿,浮选次精矿经场强1.19×103 kA/m的强磁产出的粗精矿和浮选精矿经强磁产出的中矿混合再次经过1.19×103 kA/m强磁作业后产出品位56.03%、回收率3.87%的稀土磁选次精矿,磁选产出的精矿和次精矿总回收率达63.96%。     

浮-磁联合工艺从高炉瓦斯灰中回收焦炭

为了高效回收利用高炉瓦斯灰中的焦炭,采用浮—磁联合工艺对某钢铁公司锌含量为4.43%、碳含量为18.45%的高炉瓦斯灰进行了焦炭回收试验。结果表明:1在煤油用量为800 g/t、松醇油为200 g/t、水玻璃为1 500g/t情况下,1次浮选可以获得碳品位为74.96%、回收率为90.83%、锌含量为1.91%、铁含量为5.19%的浮选精矿;2以磁铁矿为载体,浮选精矿在磨矿细度为-0.074 mm占74.32%、背景磁感应强度为1.5 T的条件下进行强磁选,可获得碳品位为85.17%、回收率达86.29%(对原矿)的焦炭精矿,其锌含量进一步降低为1.29%。该焦炭精矿品质满足返回烧结配矿利用要求。     

西北某高硫铝土矿浮选脱硫试验研究

本文针对西北某高硫细粒级嵌布铝土矿,进行了浮选脱硫试验,试验研究结果表明,原矿磨至-200目90%,pH值为8.4,捕收剂丁基黄药和Z-200用量分别为200g/t和50g/t的条件下,矿经一粗两精两扫流程闭路浮选,可获得硫含量0.38%的铝土矿精矿,脱硫率为95.01%,铝土矿回收率为91.06%的选矿指标。浮选脱硫工艺后获得的含硫0.38%的铝土矿精矿,满足氧化铝拜耳法含硫不高于0.4%的要求,同时硫精矿可作为生产硫酸的原材料,整个浮选脱硫工艺尾矿零排放,实现了矿产资源的高效综合利用。      

新型阴离子捕收剂DZN-1对齐大山选厂混磁精的反浮选试验研究

采用东北大学新合成的阴离子捕收剂DZN-1,对鞍钢齐大山选矿厂混磁精矿进行了浮选条件试验,确定的适宜的粗选作业条件为:浮选温度为25℃,矿浆pH值为11.5,捕收剂DZN-1用量800g/t,活化剂CaCl2用量200g/t,抑制剂羧甲基淀粉用量600g/t;在适宜的工艺技术条件下,采用一粗一扫、中矿返回的闭路流程处理铁品位为46.02%的混磁精矿,获得了铁品位为65.38%,精矿回收率为89.56%的精矿。试验结果表明,新型捕收剂DZN-1的特点是活化剂用量少且在较低温度下具有较好的选择性。     

包钢选厂反浮选尾矿中铁与稀土的回收试验

首先对包钢选矿厂磁选铁精矿反浮选尾矿进行了弱磁选选铁磨矿细度试验和浮稀土粗选药剂用量试验,然后对试样进行了全流程试验。试验结果表明,采用3段阶段磨矿-弱磁选选铁、1粗3精浮选选稀土、第3段精选稀土的尾矿返回精选2流程处理现场反浮选尾矿,最终获得了REO品位为58.12%、REO回收率为64.74%、含铁5.70%的稀土精矿和铁品位为64.47%、铁回收率为56.51%、稀土REO品位为1.65%的铁精矿。     

用新型捕收剂DA-1反浮选齐大山选厂混磁精

采用东北大学新合成的两性捕收剂DA-1,对鞍钢齐大山选矿厂混磁精矿进行了反浮选条件试验,确定的适宜的粗选作业条件为浮选温度20 ℃,矿浆pH=11.5,捕收剂DA-1用量600 g/t,抑制剂糊化淀粉用量为600 g/t;在适宜的工艺技术条件下,采用1粗2扫、中矿顺序返回的闭路流程处理铁品位为42.92%的混磁精矿,获得了铁品位为67.31%,回收率为87.90%的精矿产品。     

响应曲面法优化某低品位硫化铅锌矿浮选

根据低品位硫化铅锌矿性质特点,采用响应曲面法对铅粗选进行分析,得到最优试验药剂用量:氧化钙2489.37 g/t、硫酸锌1098.78 g/t、丁铵黑药42.20 g/t,在该条件下,得到铅精矿中Pb品位39.03%,回收率36.78%,Zn品位9.26%,回收率1.87%,与优化结果基本一致。为进一步探索试验效果,根据上述药剂用量进行闭路试验,最终获得铅精矿中Pb品位40.13%、回收率55.06%,锌精矿中Zn品位45.89%、回收率93.09%的理想指标。     

磁选—浮选联合工艺从东鞍山铁矿浮选尾矿中回收铁的试验研究

东鞍山烧结厂浮选尾矿TFe品位为22.82%,FeO含量为9.87%,SiO₂的含量为51.24%,S和P含量较低,均为0.03%,属于低硫、低磷、高硅型铁尾矿。此外,该尾矿-0.038 mm粒级含量高达56.44%,同时铁矿物主要集中在该粒级中,铁分布率达到67.62%。为了实现该铁尾矿的高效回收利用,本试验采用搅拌磨磨矿—弱磁选—强磁粗选—强磁精选—反浮选流程开展了系统的试验研究。结果表明:在搅拌磨磨矿细度为?0.038 mm占95%、弱磁选磁感应强度95 kA/m、强磁粗选磁场磁感应强度796 kA/m、强磁精选磁场磁感应强度398 kA/m的条件下,可获得TFe品位为38.20%、TFe回收率为63.51%的混合磁选精矿指标;将混合磁选精矿在矿浆温度40 ℃、矿浆pH值为11.5、淀粉用量1000 g/t、CaO用量900 g/t、粗选捕收剂TD-2用量600 g/t、一次精选捕收剂TD-2用量为300 g/t、二次精选捕收剂TD-2用量为300 g/t的条件下进行反浮选,闭路试验可获得TFe品位为62.34%、TFe作业回收率为55.10%的浮选精矿。全流程TFe回收率为35.00%,综合尾矿TFe品位为17.01%。试验结果可为东鞍山浮选尾矿中的铁矿物高效选矿回收提供指导。