某含硫铝土矿石高效、低耗分选工艺研究

为了高效、低耗开发利用广西某含硫低品位铝土矿石,采用阶段磨矿与分级浮选相结合的工艺进行了矿石选矿试验。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占65%的情况下采用1粗2扫3精、中矿顺序返回流程脱硫,脱硫尾矿中的+0.074 mm粒级1次浮选粗粒铝土矿,粗粒铝土矿浮选尾矿再磨至-0.074 mm占96%的情况下与脱硫浮选尾矿中的-0.074 mm粒级合并1粗2扫3精浮选细粒铝土矿,最终获得S品位为40.54%、Al2O3含量为25.12%、Si O2含量为8.54%、S回收率为81.32%的硫精矿,以及Al2O3含量为65.17%、Si O2含量为8.13%、S含量为0.28%、铝硅比为8.01、Al2O3回收率为79.56%的铝土矿精矿。     

从黄沙坪低品位钼铋钨浮选尾矿中浮选回收萤石的试验研究

对黄沙坪低品位钼、铋、钨浮选尾矿进行了浮选回收萤石的试验研究。采用一粗二扫浮选回收、萤石粗精矿再磨、精选中矿1和精选中矿2再选、其余中矿顺序返回精选、精矿经强磁选获得最终萤石精矿的工艺流程,可得到CaF2品位为97.36%、回收率为57.23%的萤石精矿。     

某低品位红土型铝土矿脱硅提纯选矿试验研究

针对国外某低品位红土型铝土矿进行脱硅提纯选矿试验研究,小型闭路试验研究结果表明,在给矿三水铝石品位52.10%、有效铝硅比3.14、高岭石品位23.3%的条件下,原矿经选择性磨矿-分级,获得了Al2O3品位65.90%、有效铝硅比14.38,有效铝回收率40.12%的+0.15 mm粗粒级精矿;-0.15 mm的筛下产品进入正浮选脱硅作业,以碳酸钠为p H值调整剂、水玻璃为抑制剂、油酸为捕收剂,经1次粗选1次扫选2次精选,中矿顺序返回,可获得Al2O3品位70.90%、有效铝硅比8.36、有效铝回收率为52.29%的浮选精矿;最终综合精矿三水铝石品位68.64%、高岭石含量9.82%,有效铝回收率为92.40%、有效铝硅比11.07,+0.15 mm产品占45.21%,很好地实现了该低品位红土型铝土矿脱硅提纯。     

组合捕收剂强化红柱石浮选回收试验研究

对Al2O3品位为25.05%、 SiO2品位为57.10%、TFe品位为6.50%的某红柱石矿进行了试验研究。结果表明，采用组合捕收剂石油磺酸钠和十二烷基硫酸钠强化对红柱石的捕收，能够显著提高红柱石回收率。闭路试验能够得到Al2O3品位为56.29%，Al2O3回收率为28.35%的红柱石精矿。     

新疆某难选红柱石选矿试验研究

工艺矿物学研究表明新疆某红柱石矿为难选的热液型蚀变岩型矿石。试验采用重选(摇床)—反浮选—正浮选—磁选联合流程。经过一系列条件试验及开闭路试验,确定了适宜的试验流程和浮选药剂制度。最终获得的红柱石精矿产品Al2O3品位为53.25%,Al2O3回收率为30.21%,红柱石回收率50.09%。     

内蒙古某红柱石矿选矿试验

内蒙古某低品位红柱石矿采用传统的重选-正浮选-强磁选工艺难以生产出高品质的红柱石精矿。对传统流程进行了优化,即在正浮选前增设了1次以脱云母为主要对象的反浮选作业、减少了1次精选作业,对改进工艺的工艺技术条件进行了研究。在试验确定的工艺技术条件下获得了Al2O3品位为60.13%、红柱石回收率为61.32%的红柱石精矿,精矿品质达到了红柱石最高等级标准。     

某萤石选矿厂浮选流程改造实践

某萤石选矿厂原采用浮选原则流程进行生产,存在中矿浮选给矿矿浆浓度和中矿低品位精矿回收率偏低的问题,影响资源利用率。通过在中矿浮选前增加1组水力旋流器、将低品位中矿返回低品位粗选进行流程改造,同时调整浮选药剂制度。工业试验结果表明,改造后,低品位浮选给矿浓度由11. 06%提高到20. 95%,低品位精矿CaF_2品位77. 90%、回收率13. 06%,相比改造前低品位精矿CaF_2品位77. 43%、回收率6. 12%,在低品位精矿CaF_2品位略微提升的前提下,回收率提高了6. 94个百分点,极大地提高了低品位精矿的回收率,经济效益明显。     

某低品位滑石矿浮选试验研究

针对豫西南地区某低品位滑石矿的矿石特性,详细考察了磨矿细度、药剂种类及用量对浮选的影响。最终采用一次粗选、两次精选、中矿集中返回的闭路流程,得到了品位81.20%、回收率74.24%、白度81%的滑石精矿产品。     

综合回收某低品位钒钛磁铁矿中伴生磷的浮选试验研究

为充分利用矿产资源,对某地低品位钒钛磁铁矿的选铁尾矿进行了综合回收磷灰石的浮选试验研究,通过条件试验确定了较优的工艺条件及药剂制度.结果表明,对P2O5品位为3.05％的磁选尾矿,经1次粗选、3次精选、1次扫选,中矿循序返回,可获得产率为8.38％、P2O5品位为33.50％、回收率为92.18％的优质磷精矿.     

辽宁某选铁尾矿浮选回收石墨试验研究

辽宁某选铁尾矿属低含量石墨固定碳选铁尾矿,其中铁含量为9.92%,固定碳含量为2.26%,通过浮选试验对其综合回收。针对石墨可浮性好的特点,用生石灰作铁抑制剂,煤油作捕收剂,2#油（松醇油）作起泡剂,采用1次粗选、4次精选进行开路试验,在开路试验的基础上将中矿1和中矿2返回粗选,中矿3和中矿4返回精选II进行闭路试验,获得碳品位65.29%、回收率52.85%的石墨精矿,为该选铁尾矿回收利用石墨提供了技术支持。     

泥质化蚀变型锂辉石矿选别工艺研究

锂辉石矿发生蚀变以后，选别处理过程中存在泥化严重、可浮性差的难题。采用传统的闭路浮选流程处理Li2O品位为1.05%的此类矿石，难以获得较为理想的指标，锂精矿Li2O品位仅为3.12%，Li2O回收率为43.61%。为此，本文介绍一种全开路锂辉石矿选别工艺，通过改变中矿走向，获得Li2O品位3.83%，Li2O回收率48.19%的锂精矿。之后锂精矿经反浮选除杂，最终Li2O品位可以达到4.58%。     

甘肃漳县红柱石矿浮选工艺的研究

主要介绍了甘肃漳县红柱石矿的工艺矿物学研究及浮选工艺研究。结果表明,采用脱泥＝酸性浮选－强磁选选矿艺流程可以从漳县红柱石矿中回收红柱石矿的含量为９０．２５％、Ａｌ２Ｏ３含量为５６．６２％、Ｆｅ２Ｏ３含量１．４６％的红柱石精矿,各项指标均已满足工业要求。该流程结构简单,过程稳定,分选过程中没有添加有毒药剂。     

高硫铝土矿脱硫脱硅扩大连续选矿试验研究

针对贵州省某高硫铝土矿,在小型试验的基础上进行了扩大连续选矿试验,通过验证对比、优化,并在综合考虑资源利用率和经济性的基础上,最终确定了"一次性磨矿—反浮选预先脱硫—正浮选脱硅"的工艺流程,采用在低温下捕收力强的捕收剂,获得了含硫23.07%、Al_2O_332.41%、Si O27.51、硫回收率85.05%的硫精矿和含Al_2O_360.33%、SiO_29.04%、硫0.29%、Al_2O_3回收率84.24%、铝硅比为6.68的铝土矿精矿。该试验结果为该铝土矿的开发利用和在较低温度下的选矿富集提供了技术依据。     

国外某萤石矿尾矿中锂铷回收试验

国外某萤石尾矿中的Li₂O、Rb₂O含量分别为0.49%和0.37%,赋存在云母矿物中的锂、铷占总锂、铷的55.56%和56.14%,其余的锂、铷赋存在其他铝硅酸盐矿物中。云母矿物的粒度主要为0.01～0.15 mm,解离度高达87%,后续选别无需再磨矿。为确定锂铷回收工艺,进行了选矿试验研究。结果表明,试样在矿浆pH=4.5的情况下,以十二胺（280 g/t）为捕收剂、十二烷基苯磺酸钠（60 g/t）为泡沫调整剂,采用1粗3精、中矿顺序返回流程处理,可获得Li2O、Rb2O品位分别为1.07%和0.79%,Li2O、Rb2O回收率分别为46.32%和45.29%的锂铷混合精矿,较好地实现了锂铷的综合回收。     

Flotation of pyrochlore from low grade carbonatite gravity tailings with benzohydroxamic acid

The beneficiation of a low grade niobium tailings by flotation using benzohydroxamic acid (BHA) as a collector and sodium hexametaphosphate (SHMP) as a modifying agent has been studied. A concentrate containing approximately 3% Nb₂O₅ (with an upgrade ratio of 12) was obtained with nearly 80% Nb recovery in 6.5% of the mass after only one rougher flotation stage. After four rougher stages, a final concentrate containing 1.54% Nb₂O₅ with 93% Nb recovery in ∼15% of the mass was obtained. A Box–Behnken experimental design was employed to analyze the effects of collector dose and dispersant dose and pulp temperature and to model the concentrate grade and niobium recovery during rougher–scavenger flotation. The results indicate that temperature has no significant effect on recovery at the 95% or 90% confidence level. Statistical insignificance of the temperature effect has been attributed to the collector mechanism, which essentially does not require BHA species beyond a maximum monolayer capacity that is potentially achievable within the solubility limit at room temperature. SHMP plays an important role in the selective recovery of pyrochlore. Its dispersing function is distinguished from its depressing function in the rougher stages through a positive interaction term together with BHA in both the recovery model and the grade model. The main negative effect of SHMP on niobium recovery emerges in the scavenger stages as a result of depressing action (e.g., targeting primarily the middlings). The effect of reagent dose and temperature on the grade and recovery are presented using 3D graphs from statistical models developed. Negative quadratic terms of the statistical models are discussed in reference to possible overdosing of SHMP on the middlings (involving pyrochlore and gangue) as well as a postulated change of orientation mode of BHA, also due to its overdosing.     

云南某低品位铝土矿铝硅浮选分离试验研究

云南文山某低品位铝土矿Al2O3及SiO2含量分别为44.35%、10.52%,Fe及TiO2含量分别为13.36%、4.64%,属于高铁高钛、低铝低硅型铝土矿;可回收铝矿物主要以一水硬铝石相态存在,铁矿物主要包括赤铁矿与针铁矿,钛矿物主要以锐钛矿相态存在,脉石矿物主要为高岭石。对该矿石进行了铝硅浮选分离试验研究,重点考察了捕收剂种类与用量、磨矿细度、调整剂用量、抑制剂种类与用量等条件对浮选效果的影响,确定了以改性组合脂肪酸KYB为捕收剂,硅酸钠+GY 3为组合抑制剂,碳酸钠为调整剂的药剂制度。在磨矿细度为-0.074 mm占90%的条件下,采用“1粗2精1扫”闭路试验可获得铝精矿Al2O3含量为53.34%、铝硅比为9.79、Al2O3回收率为81.62%的技术指标。研究结果可为开发该类铝土矿资源提供技术支撑及借鉴。     

用水杨羟肟酸捕收剂从强磁中矿中选取高品位稀土精矿的研究

采用水杨羟肟酸捕收剂从包头选厂强磁中选取高品位稀土精矿的研究成果表明，经一次粗选、二次精选可获得稀土精矿品位６３．５０％、回收率５６．３２％，稀土次精矿品位３６．７５％、回收率３０．０５％选别指标，为采用水杨羟肟酸作为捕收剂从强磁中矿中分选高品位稀土精矿的工业试验奠定了基础。