硅石选矿提纯工艺研究现状

作为高纯石英粉生产原料的天然高品级水晶日趋匮乏，研究用硅石矿物替代天然水晶生产高纯石英原料迫在眉睫。本文综述了国内外硅石矿物原料替代天然水晶生产高纯石英砂的研究现状；系统总结了擦洗、磁选、浮选、酸浸的常规方法和非常规方法以及去除包裹体的选矿提纯工艺的研究和进展；提出了我国硅石矿物选矿提纯工艺研究的发展方向和制约其发展速度的主要因素。     

碱酸法提纯石墨试验研究

以某地鳞片石墨浮选精矿为原料,研究了碱量、酸量、焙烧温度、煅烧时间等工艺参数对提纯效果的影响。结果表明:加碱焙烧碱酸法可使固定碳含量为89.69%的石墨精矿提纯至固定碳含量为95.86%的产品。     

玻利维亚碳酸盐型混合铜矿石选冶联合方法分离铜硫

玻利维亚碳酸盐型混合铜矿石原矿含Cu品位为6.52%、S含量为16.33%、CO2含量为6.26%,铜以黄铜矿为主,其次为结合氧化铜。首先,采用浮选回收黄铜矿和黄铁矿,分别得到硫化铜精矿和硫精矿;采用氯化离析—浮选工艺进一步回收浮选尾矿中的结合氧化铜部分。氯化离析条件影响试验结果得出:氯化钙用量为5%、焦炭用量为7%、离析温度为850℃、离析时间为90 min的氯化离析综合条件比较合理,并得到了铜品位为19.68%,铜作业回收率为90.07%的氯化离析铜精矿作业分选指标。最后,进行浮选—氯化离析—浮选全工艺流程试验,得到了铜品位为23.51%,铜回收率为94.39%的铜精矿;硫品位为48.26%,硫回收率为56.98%的硫精矿,实现了玻利维亚碳酸盐型混合铜矿石中铜、硫的有效分离和综合回收。     

从某钨矿选厂钨细泥中回收钨、锡的试验研究

采用白钨的常温浮选分离技术,优化合理的组合药剂制度,对某钨矿的钨细泥进行高梯度磁选、浮选、摇床重选、离心机选别的对比试验,采用"摇床—浮选—摇床"、摇床—浮选—电选"、离心机—浮选—离心机"联合流程等方案分选白钨锡石,确定"高梯度磁选—离心机"选别黑钨矿"、离心机—浮选—离心机"联合流程分选白钨和锡石的适宜工艺,经全流程闭路试验,可获得钨精矿品位41.67%、回收率55.36%,锡精矿品位42.23%、回收率48.95%,试验达到了良好的指标。     

硫酸烧渣提铁降硫工艺试验研究

对某化工厂黄铁矿制酸烧渣的工艺矿物学性质进行检测分析,确定采用筛分水洗—溜槽重选—浮选脱硫选矿工艺流程,从烧渣中分选获得了铁品位为65.29%,铁回收率为83.74%,硅、硫含量分别为4.89%、0.15%的高品质铁精矿产品。     

擦洗对架崖山氧化铅锌矿石重介质分选的影响

静态浮沉试验证明:架崖山氧化铅锌矿石擦洗后再用重介质分选,显著改善了矿石可选性,提高了分选精度。矿石先重介质分选再擦洗轻产品,也能降低轻产品含锌。为架崖山重介质分选工艺同时获取精矿及尾矿,指出了研究方向。     

粒度大小对赤铁矿和石英浮选分离的影响

通过浮选试验、DLVO理论计算、聚焦光束反射测量（FBRM）等研究了油酸钠浮选体系下粒度大小对赤铁矿和石英浮选分离的影响。人工混合矿浮选试验表明,窄粒级粗粒或中等粒级的赤铁矿?石英混合矿（CH&CQ和MH&CQ）的浮选效果较好,其中CH&CQ和MH&CQ的分选效率分别为85.49%和84.26%,明显高于全粒级混合矿（RH&RQ）的分选效率74.94%;但窄粒级的细粒赤铁矿?石英混合矿（FH&FQ）的浮选效果则较差,其分选效率只有54.98%。浮选动力学试验表明,赤铁矿的浮选速率和回收率不仅与赤铁矿的粒度有关,还受石英粒度的影响,细粒脉石矿物石英会降低赤铁矿的浮选速率和回收率。DLVO理论计算表明,当矿浆pH值为9.0时,石英与赤铁矿颗粒间的相互作用力为斥力,此时细粒石英很难“罩盖”在赤铁矿表面并通过这种“直接作用”的方式抑制赤铁矿浮选,这也与聚焦光束反射测量（FBRM）的测定结果基本一致;颗粒?气泡碰撞分析表明,在浮选过程中细粒石英可能通过“边界层效应”的方式跟随气泡升浮（夹带作用）,影响赤铁矿颗粒与气泡间的碰撞及黏附,从而降低了赤铁矿的浮选速率和回收率。      

低品位硅藻土物理提纯工艺研究

以内蒙赤峰低品位含粘土硅藻土为原料，系统研究了擦洗浓度，擦洗时间，分散剂，矿浆pH值，沉降时间，虹吸深度，沉降次数在物理提纯过程中的作用规律，获得了物理提纯的最佳条件，在最佳工艺条件下，制得了SiO81.24%,Al2O32.16%,Fe2O31.47%的二级硅藻土产品，为进一步化学提纯提供了良好的原料。     

选矿尾矿中的长石可选性试验研究

文章介绍了某选矿尾矿的工艺矿物学性质及可选性试验研究。根据试样性质,确定采用浮选除杂-长石、石英分离的工艺流程,获得了K2O品位为7.57%,Na2O含量为2.54%的长石精矿产品。     

基于新型离心选矿机的联合流程回收钨细泥试验研究

江西某选厂所属难选钨细泥,矿物组成复杂、矿物粒度微细,采用传统单一选矿工艺及设备难以高效分选回收。为实现其资源化利用,针对该钨资源特性,通过改进重选设备、优化选别工艺,经"预先浮选脱硫-离心选矿机预富集-浮选回收钨矿物"工艺,在原钨细泥含WO_30.31%的情况下,获得了含WO_342.17%、WO_3回收率76.36%的钨精矿产品,较好地实现了钨资源与脉石矿物的分离与回收。通过改变离心转筒锥角、设置精矿富集槽、装备电磁换向阀及气动夹管阀等针对性设计的立式连续型离心选矿机既提高了离心机生产效率,亦在高效回收微细粒钨矿物的基础上,脱除大量脉石及矿泥,大幅降低微细粒矿泥对钨矿物浮选指标的影响,提高钨浮选作业生产效率。     

尼尔森重选在我国石英脉型金矿选矿工艺中的应用

石英脉型金矿是我国重要的金矿工业类型,矿石中金多以自然金的形式存在。尼尔森选矿机是一种高效离心选矿设备,能够有效回收矿石中的自然金,因其富集比高、环境友好等优势,已在我国石英脉型金矿选矿工艺中得到广泛应用。为了尽可能地提高金回收率,尼尔森重选通常与浮选、氰化等工艺联合使用。目前国内研究最多、应用最广泛的是尼尔森重选-浮选工艺和尼尔森重选-全泥氰化工艺,此外,还有少数关于浮选-尼尔森重选工艺和尼尔森重选-无氰提金工艺的研究。在介绍各个工艺流程研究现状的基础上,重点列举了尼尔森重选-浮选工艺和尼尔森重选-全泥氰化工艺的生产实例,基于各工艺优缺点的综合分析,提出尼尔森重选-浮选工艺普遍适用于我国石英脉型金矿。     

陕西安康低品位重晶石矿选矿试验研究

研究了采用浮选法分选陕西安康某重晶石矿获得合格重晶石精矿。试验采用浮选法,考察了磨矿细度、捕收剂和抑制剂组合及用量对重晶石矿浮选效果的影响,确定了优化工艺参数。经闭路浮选,得到合格精矿,脉石矿物得到有效分离。     

低品位褐铁矿的磁化焙烧

针对河北宣化某难选褐铁矿石,采用SEM和XRD对原矿物性结构及成分进行了分析,并运用磁化焙烧-磁选工艺进行了实验研究并对磁化焙烧-磁选工艺参数进行了优化。物相分析结果表明,该褐铁矿与脉石矿物的镶嵌关系较为复杂,SiO2含量高,运用常规的选矿方法难以分选提纯。实验结果表明,磁化焙烧-磁选工艺可以较好地完成该铁矿石的提纯。对该褐铁矿原矿在焙烧温度为950℃,焙烧时间为15min,配煤量为5%,焙烧矿粒度为150μm和磁场强度为60mT的条件下,可以得到精矿产率为43.68%,铁精矿品位为53.98%,铁回收率83.91%,wSiO2为13.9%的良好指标。     

某难选氧化铜矿石选矿试验研究

某氧化铜矿石氧化率高达59.14%,其中的硫化铜以次生为主,难以选别。采用一粗—三精—三扫浮选流程,先选硫化铜后选氧化铜,药剂制度复杂,难以管理,选别指标较低,铜回收率仅80.25%,且矿石中的金没有得到有效回收。研究了采用硫化浮选工艺分选矿石,获得铜金混合精矿,其中铜品位19.27%,铜回收率89.32%,金品位58.64g/t,金回收率86.11%。分选指标较为理想。     

细粒锡石选择性絮凝的研究

选择性絮凝是分选细粒矿物的一种新工艺.目前已经证明,许多矿物体系例如赤铁矿/石英、方铅矿/石英、黄铁矿/石英、闪锌矿/石英、方铅矿/方解石、孔雀石/白云石等,均可用这种工艺加以分选.而对于细粒锡石的选择性絮凝工艺,国外文献报道的很少. 本文即介绍以水解的聚丙稀酰胺作絮凝剂,研究锡石及其共生矿物的絮凝及分散条件、寻找各矿物在絮凝及分散特性上的差异、以便为选择性絮凝锡石矿泥探觅途径.     

CF浮选剂合成新工艺试验研究

通过对原CF浮选剂合成工艺中甲苯萃取改为水相合成工艺的研究,表明CF浮选剂合成产品由先进行甲苯萃取然后离心固液分离,完全可以通过工艺条件的改变使得CF浮选剂直接在水相中合成得以实现,从而使生产现场操作环境和选矿应用环境得到极大改善,同时降低了CF浮选剂生产成本,为CF浮选剂新产品的推广应用奠定了良好的基础。     

某细泥中回收钨、钽的选矿试验研究

江西某钨钽铌矿细泥WO_3、Ta_2O_5品位分别为0.041%、0.011%,采用传统摇床工艺回收,WO_3、Ta_2O_5回收率仅为26.41%、13.19%。本研究细泥试料经离心选矿机粗选,然后采用浮选脱硫-微细摇床重选、全浮选、浮选脱硫-离心选矿机重选三种工艺流程对粗选精矿进行精选对比试验,最终确定采用离心选矿机重选-浮选脱硫的联合选矿新工艺回收该细泥中的WO_3、Ta_2O_5,经离心选矿机一粗四精和浮选脱硫一粗一扫一精,得到WO_3品位为33.35%、回收率为65.65%,Ta_2O_5品位为3.36%、回收率为24.28%的钨钽精矿,有效强化了该细粒级钨钽的回收,提高了钨钽的资源综合利用率。     

内蒙古某难选钨矿石选矿工艺研究

针对内蒙古某难选钨矿石,研究了采用预先分级—浮选—重选联合工艺流程分选钨精矿。试验结果表明:在适宜条件下,重选钨精矿品位为66.52%,重选钨回收率为57.31%;浮选钨精矿品位为65.89%,浮选钨回收率为16.75%;钨总回收率为74.06%。矿石分选效果较好。     

内蒙古某铅锌矿工艺矿物学研究及其浮选产品特性分析

将生产工艺流程指标与工艺矿物学研究参数结合分析,以定量探讨浮选产品特性分析的工作。内蒙古某铅锌矿通过“铅混选-铅再选-锌浮选”的生产工艺流程,获得了铅精矿中Pb品位69.45%,Zn品位4.87%,回收率94.21%;锌精矿中Zn品位48.26%,Pb品位1.12%,回收率90.07%的分选指标。工艺矿物学研究结果表明,该样品中的主要有用矿物为方铅矿和闪锌矿,脉石矿物以石英、绿泥石、绢云母、长石为主。有用矿物的嵌布粒度较细,主要分布于(0～43)μm的粒度范围,并且方铅矿和闪锌矿的单体解离度均达到90%以上。根据流程中各产品的筛析结果可知,仅有少部分有用矿物的微细粒和粗粒贫连生体被损失。     

某高硫含砷低品位金精矿选矿工艺研究

为提高某高硫含砷低品位难处理金精矿选别指标,分别采用尼尔森离心重选和高效旋流器分级工艺进行金精矿分选试验研究。试验结果表明：在保障金精矿冶炼净返系数等级的基础上,采用试验条件为重力倍数60G、反冲洗水量4 L/min、给矿速度400 g/min的尼尔森离心重选工艺,可获得金品位为30.97 g/t,金回收率为19.97%的重选精矿;采用试验条件为矿浆浓度20%、沉砂口直径22 mm的高效旋流器分级工艺,可获得金品位为26.02 g/t,金回收率为12.50%的溢流。尼尔森离心重选、高效旋流器分级工艺可使最终精矿产品的金回收率分别提高1.6%～1.9%和0.7%～1.0%。考虑到尼尔森离心重选工艺成熟工艺少、后期投资高,故推荐高效旋流器分级工艺进行该金精矿分选试验,以提高该金精矿利用价值。