石英长石无氟浮选分离工艺研究现状

对国内外石英—长石无氟浮选分离的现行工艺进行了系统总结，并对在这几种工艺条件下导致两种矿物可浮性产生差异的内在机理做了具体分析。结果表明，目前无氟浮选分离石英—长石最常见工艺是酸性浮长石法，最具发展前途的是中性和碱性条件下的浮选流程。     

石英—长石无氟浮选作用机理研究

本文从石英、长石自身晶体结构出发,深入分析了其表面性质及其荷电机理,从理论上揭示了石英长石浮选分离的可能性。分析了现有的几种无氟浮选新工艺(包括无氟有酸法和无氟无酸法),并针对这几种无氟浮选分离方法,简要探讨了其浮选作用机理。研究表明无氟无酸法具有环境友好、无设备腐蚀、成本低廉等优点,是未来石英—长石浮选分离工艺的重点发展方向,但真正投入工业生产仍需更进一步的研究和完善。     

弱酸性介质中长石和石英的浮选分离研究

目前长石和石英的浮选分离主要采用氢氟酸法和无氟强酸法,氢氟酸法中的氟离子会造成环境污染,而无氟强酸法需要在强酸性的条件下进行,实际操作很不方便,并且面临强酸腐蚀设备的问题。本文通过单矿物浮选和实际矿石浮选试验探究了弱酸性条件下长石和石英浮选分离的可能性。结果表明:采用阴阳离子混合捕收剂可以增大长石和石英单矿物的可浮性差异,实现二者的浮选分离;在弱酸性条件下,钾长石实际矿石精矿K2O的品位由原矿的6.82%提高至10.2%,回收率为25.88%,与无氟强酸法所达到的指标基本一致。     

硅砂有氟浮选与无氟浮选分离工艺研究

本文以吉林某地硅砂为研究对象，分别采用有氟浮选及无氟浮选工艺进行长石与石英分离，研究结果表明：有氟浮选工艺选择性优于无氟浮选，但必须采取必要措施解决废水中氟离子污染问题。采用矿物表面预处理技术措施，无氟浮选工艺同样能生产出合格的石英精砂。     

长石与石英无氟无酸浮选分离研究

针对河南某地长石矿,进行了长石与石英的无氟无酸浮选分离研究。在无氟无酸中性条件下,通过浮选条件试验,确定了最优阴/阳离子捕收剂复配组合和配比、捕收剂用量及抑制剂用量,并获得了K2O含量14.68%,Al2O3含量15.88%的优质长石精矿。对石英和长石纯矿物及与药剂作用前后的红外光谱分析表明,阴离子捕收剂在石英和长石表面的吸附方式不同,实现了两种矿物的选择性浮选分离。     

我国石英与长石浮选分离的研究进展

石英常与长石类硅酸盐矿物共生，由于两者相似的物化性质使其分离提纯难度较大。浮选法是石英与长石分离最有效的方法，详细综述了氢氟酸法、无氟有酸法和无氟无酸法等石英与长石分离的主要浮选方法，指出无氟无酸法和预处理强化浮选是未来技术发展的重点方向。在药剂研究方面，目前主要集中在阴阳离子组合捕收剂、抑制剂、金属离子活化等的设计与开发，但机理研究较少。      

酸碱预处理对硅砂浮选的影响

在硅砂无氟浮选中,对硅砂进行氢氧化钠预处理,可以提高浮选介质pH值,大大减少硫酸用量,所得石英精矿可以满足一般平板玻璃生产要求。本文研究了硅砂浮选中酸碱预处理对石英和长石表面性质及其浮选分离效果的影响。     

锂辉石浮选尾矿中长石和石英浮选分离

对某地锂辉石浮选尾矿进行长石和石英浮选分离试验,探索了无氟有酸法和有氟有酸法2种浮选工艺.氢氟酸法进行了搅拌擦洗时间、氢氟酸用量、十二胺用量和浮选时间等条件试验,在条件试验的基础上,依次进行了长石浮选开路试验和闭路试验.结果表明,通过“1粗2扫1精”闭路流程试验,可获得K2O、Na2O品位分别为4.13%、7.46%,回收率分别为98.03%、98.42%的长石精矿.对产品进行质量检查,长石精矿、石英精矿(长石浮选尾矿)均达到工业要求,实现了锂辉石浮选尾矿综合利用的目的.     

长石分选及其废水处理现状与发展

概括了长石资源特征及其应用,比较了含钾、钠长石与硅酸盐矿物的晶体结构特点与其可浮性的关系。简述了长石中含铁、钛等金属矿物的影响与去除技术,重点归纳了长石与脉石矿物分离的有氟浮选法、无氟有酸法、无氟无酸法3类分选技术,探讨了长石分选过程中含氟废水与酸性废水的危害和处理技术,展望了长石分选技术的发展方向。     

氧化铁矿石浮选数学描述的基础研究

通过实验室研究,考查了伯胺的类型、用量以及 pH 值对纯石英、长石、赤铁矿和天然铁矿石可浮性的影响。捕收剂的最佳 pH 值与捕收剂的用量、原矿类型、被浮物料的粒度分布无关。还注意到十二胺是硅石浮选最有效的捕收剂。使用癸胺作捕收剂、糊精作抑制剂,在 pH 值10.2～10.6范围内,天然氧化铁矿石的浮选获得了最佳结果。在最佳 pH 值条件下,改变捕收剂的类型和用最以及被浮物料的粒度分布,对纯赤铁矿的浮选行为进行了数学描述。     

栗木锡尾矿中云母、长石、石英浮选分离试验

栗木锡矿选矿厂重选尾矿经强磁选脱铁,非磁性物中石英、钠长石、钾长石及云母矿物含量合计达98%,为充分、高效利用该二次资源,进行了浮选分离工艺研究。结果表明,在不磨矿、硫酸调酸的情况下,采用1次云母浮选、1粗3扫3精浮选长石、中矿顺序返回流程处理矿样,获得了K_2O与Na_2O总含量达10.18%、长石矿物含量达90%的长石精矿,SiO_2含量达93.71%、石英矿物含量达85%的石英精矿,以及云母矿物含量达90%的云母精矿。石英精矿、长石精矿、云母精矿品质均满足工业应用要求。探索了一条实现栗木锡矿非金属矿物绿色、高效资源化利用的途径。     

青海某钾长石资源综合利用试验研究

采用浮选的方法对青海某钾长石资源进行了综合利用研究。试验结果表明,采用粗磨-浮云母-再磨-浮选脱泥-长石浮选的选矿流程,可综合回收云母产品,产率8.22%;长石产品,产率34.28%;石英产品,产率46.51%,从而为该资源的合理开发做出了较好的选矿评价。     

江西某低品位长石选矿试验研究

对江西某低品位长石矿采用"磁选除铁-反浮选除电气石-反浮选除云母-浮选长石"的工艺进行选矿试验研究,以实现其中所含长石、石英、云母3种矿物的有效分离。结果表明,经过弱磁加高梯度除铁,碳酸钠和油酸浮选电气石,硫酸、十二胺和柴油浮选云母,氢氟酸和十二胺分离长石与石英,最终可获得满足平板玻璃用一级质量标准和日用陶瓷用二级质量标准的长石精矿,以及满足玻璃生产工业中低档石英砂原料要求的石英精矿。     

某难选铷矿石选矿预富集试验

我国西部某大型铷矿床资源储量约10万t,矿石中的铷呈分散状态赋存在钾长石及铁锂云母中,主要脉石矿物钠长石和石英不含铷。根据铁锂云母有弱磁性、钾长石的可浮性与石英相差较大的特点,以强磁选富集矿石中的含铷矿物铁锂云母、浮选富集矿石中的含铷矿物钾长石的磁浮联合流程进行了铷预富集试验。结果表明,Rb2O含量为0.13%的矿石在磨矿细度为-0.074 mm占65%的情况下,以PL为石英等硅酸盐矿物的强抑制剂、EZ+十二胺为长石类矿物的捕收剂,经1次强磁选,1粗1扫2精、中矿合并再选的浮选流程处理,获得了Rb2O品位为0.39%、回收率为69.91%的铷精矿。     

河南某长石矿选矿试验研究

对河南某长石矿进行了矿物组成分析、物相分析和多元素分析,通过磨矿细度、磁选、脱泥粒度、浮选等试验研究,确定了 “磨矿-脱泥-强磁选-脱泥-反浮选除铁-长石浮选”的工艺流程。结果表明,该选矿工艺最终可获得产率49.98%、K₂O品位11.12%、TFe含量0.20%的长石精矿以及产率12.75%、SiO₂品位96.54%的石英精矿。     

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Si O2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Si O2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。     

十二胺和十二烷基磺酸钠在长石石英表面的吸附

采用浮选试验、ζ-电位和FTIR光谱分析,研究了十二胺(阳离子捕收剂,DDA)和十二烷基磺酸钠(阴离子捕收剂,SDS)作捕收剂在长石石英表面的吸附。浮选结果表明,pH值在2附近时,长石和石英的浮游差最大,混合捕收剂能增大二者的浮游差,有利于长石的优先浮选。在单一捕收剂中长石和石英ζ-电位均整体向正或负方向移动,在混合捕收剂溶液中,二者ζ-电位在碱性介质中正移幅度较酸性介质明显。FTIR光谱结果表明,pH值为2时,DDA在长石和石英表面均只存在物理吸附;SDS在长石表面既存在物理吸附,还与Al-O形成化学吸附,而在石英表面仅存在物理吸附;混合捕收剂在长石表面既有物理吸附,还存在氢键作用,而在石英表面仅存在物理吸附。     

长石精加工现状及发展趋势

从长石的资源状况出发，分析了长石除杂的工艺及设备。干式除铁工艺流程是长石精加工的发展趋势，该流程具有简单、分选效果好、设备投资和运行成本均较低、操作方便等优点。     

某伟晶岩型锂辉石矿石浮选试验

某锂辉石矿石Li₂O品位为1.46%，矿物组成复杂，主要有用矿物为锂辉石，主要脉石矿物为石英、长石、云母等，锂辉石与石英、长石的嵌布关系密切，多呈聚粒状分布，局部分散，有的呈针状被云母、石英包裹，或呈片状、粒状等形态分布于云母裂隙中，属于复杂难选伟晶岩型锂辉石矿石。为确定该矿石的开发利用工艺，进行了选矿试验研究。结果表明，矿石在磨矿细度-0.074 mm占72.2%的情况下，采用磁选（636.94 kA/m）脱铁、浮选锂辉石工艺回收锂辉石，其中浮选以Na2CO₃+NaOH作pH调整剂和脉石矿物分散剂，CaCl₂作锂辉石的活化剂，TSY-15作捕收剂，经1粗2精3扫、中矿顺序返回流程处理，最终获得Li₂O品位为6.02%、Li₂O回收率为80.65%、Fe₂O₃含量为0.67%的锂辉石精矿，达到陶瓷级锂辉石精矿质量标准。