河南某铝土矿浮选尾矿脱水试验研究

针对河南某铝土矿浮选尾矿脱水效果差的问题,以改性聚丙烯酰胺AS3318为絮凝剂、以表面活性剂TLT8840为助滤剂,对该尾矿浆进行脱水试验研究。试验结果表明:当AS3318用量为240 g/t时,可以获得与现场PAM相当的尾矿浆沉降效果;在过滤时间缩短20%的前提下,为了使滤饼水分下降1.5个百分点,现场PAM沉降体系下的浓缩矿浆需添加160 g/t的助滤剂,而在AS3318沉降体系下的浓缩矿浆只需添加80 g/t的助滤剂。所以在沉降阶段选用AS3318作为絮凝剂更为有利。     

用新型捕收剂G7浮选一水硬铝石型铝土矿

昆明冶金研究院研发了一种新型、高效的铝土矿正浮选捕收剂G7,为检验其在提高精矿指标、耐低温、易消泡脱水方面的优越性能,以云南某一水硬铝石型铝土矿为研究对象进行了选矿试验。结果表明,Al₂O₃和SiO₂含量分别为67.51%和12.64%、铝硅比为5.34的铝土矿石在磨矿细度为-0.074 mm占90%、矿浆温度为3 ℃和20 ℃的情况下,采用2粗2精1扫、中矿顺序返回流程处理,分别可获得Al₂O₃品位和回收率为75.51%和89.13%,铝硅比为15.63的优质精矿和Al₂O₃品位和回收率为76.25%和90.28%、铝硅比为16.68的优质精矿。精矿指标分析和浮选过程观察表明,G7是一种性能优良、稳定、高效且适应性强的铝土矿浮选捕收剂。     

铝土矿反浮选新型捕收剂QAS224的应用研究

应用自行研制的新型捕收剂QAS224,对Al₂O₃品位为64%左右、铝硅比为6.1左右的河南某铝土矿矿石进行反浮选脱硅试验,结果在磨矿细度为-0.074 mm占81.24%,矿浆pH为11的条件下,通过1次粗选、2次精选、2次扫选,获得了精矿Al₂O₃品位为67.79%,Al₂O₃回收率为81.72%,铝硅比为9.67的较好指标。试验结果证明QAS224是铝土矿反浮选脱硅的有效捕收剂。     

新型捕收剂EM505正浮选某铝土矿石试验

以沉积型一水硬铝石为主的重庆某铝土矿含有部分一水软铝石和三水铝石,铝硅比5.19。中国地质科学院矿产综合利用研究所采用自主研发的新型高效铝土矿浮选捕收剂EM505对该矿石进行了正浮选试验。在磨矿细度为-0.074 mm占75%的情况下,经2粗3精、粗选与精选尾矿集中进行1扫1精扫流程处理,获得了Al₂O₃含量为68.86%、SiO₂含量为6.79%、铝硅比为10.14、Al₂O₃回收率为83.39%的铝土矿精矿,达到了拜尔法生产氧化铝的原料质量要求。EM505不仅可通过选择性絮凝实现对粗、细粒水铝石的高效综合回收,且所形成的精矿泡沫具有细小、性脆、兼并速度快、不发黏等优点,是铝土矿正浮选的高效捕收剂。     

絮凝剂复配在铝土矿浮选尾矿沉降中的应用研究

针对河南某铝土矿浮选尾矿沉降中絮凝剂使用量大、沉降效果差的问题,选用TLT8626与现场PAM、AS3318三种絮凝剂进行复配,对尾矿矿浆进行沉降试验,考察了复配比例、复配成分等对絮凝效果的影响。试验结果表明:单独使用现场PAM或AS3318均能得到较清的上清液,但是在用量低时两者对矿浆的沉降速度均较慢;TLT8626在用量较低时就可以达到较快的矿浆沉降速度,但是单独使用该絮凝剂无法获得较清的上清液;180 g/t的药剂总量按照质量比TLT8626∶现场PAM=2∶1或1∶1和TLT8626:AS3318=5∶1或2∶1都可以获得与现场PAM用量为240 g/t时相当的沉降效果,药剂用量减少60 g/t,药剂节约率高达25%,显著降低尾矿处理的成本。最后对复配机理进行了探讨,认为不同分子量的絮凝剂与尾矿中不同粒度颗粒的梯度匹配是复配效果好的关键所在。研究内容填补了絮凝剂复配在尾矿沉降中应用的研究空白,为国内外选矿尾矿的沉降脱水开辟了新思路。     

旋流-静态微泡浮选柱分选铝土矿的半工业试验

在实验室试验的基础上,采用旋流-静态微泡浮选柱对河南某铝土矿选厂的浮选机入选物料进行了现场分流半工业试验。试验结果表明：旋流-静态微泡浮选柱经一粗一精2段浮选,可获得产率为71.1%,铝硅比为10.68,Al₂O₃回收率为79.9%的铝土矿精矿,与现场浮选机一粗二精一扫一精扫5段浮选的生产指标相比,精矿铝硅比基本相同,精矿产率高4.1个百分点,精矿Al₂O₃回收率高3.2个百分点。     

贵州某高硫铝土矿浮选脱硫试验

贵州某铝土矿硫含量5.45%,Al₂O₃品位57.34%,嵌布粒度细,主要有用矿物为一水硬铝石。为给氧化铝生产提供合格的铝土矿精矿,采用浮选脱硫工艺进行脱硫试验。结果表明,原矿磨至-0.075 mm 85%,以SNS为抑制剂、硫酸铜为活化剂、丁基黄药为捕收剂,在矿浆pH=8.5的条件下,经过1粗3精2扫闭路流程浮选脱硫,可获得铝土矿精矿硫含量0.32%、脱硫率94.89%的良好指标,满足拜耳法生产氧化铝对原料硫含量的要求,尾矿也可作为生产硫酸的原料,综合效益较好。     

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。     

新型活化剂在高硫铝土矿浮选脱硫中的应用研究

云南文山高硫铝土矿主要为沉积型铝土矿,矿石铝硅比较高,能满足拜耳法生产氧化铝需求。但矿石中硫含量高,范围为1%~18%,硫在拜尔法生产过程中会造成管道结疤、碱耗升高、晶种分解速度降低及氧化铝品质降低等不利影响,高硫铝土矿需脱硫后才能资源化利用。此次研究矿样硫含量为6.8%,Al₂O₃含量为49.39%,SiO₂含量为7.87%,A/S比为6.27。采用新型活化剂及组合捕收剂开展浮选脱硫,实现了无酸活化及强化回收黄铁矿的目的,浮选脱硫技术指标良好,能得到铝精矿硫含量为0.43%,Al₂O₃含量56.65%,Al₂O₃回收率为92.71%,SiO₂含量为8.56%,A/S比为6.62,铝硅比略有提高;硫精矿含硫34.06%,硫回收率为94.88%。本研究为该类型高硫铝土矿的高效利用提供了参考借鉴。      

低铝硅比堆积型细泥铝土矿活化浮选脱硅研究

研究了低铝硅比堆积型细泥铝土矿的浮选脱硅, 结果表明: 堆积型铝土矿矿泥量大, 传统处理沉积型铝土矿的药剂制度对低铝硅比堆积型铝土矿分选效果不佳。采用新型活化剂TK, 大幅提高了铝矿物回收率, 成功实现了低铝硅比堆积型铝土矿的浮选脱硅。对于铝硅比为3.23的云南某堆积型铝土矿, 经浮选脱硅, 可以得到铝硅比为9.24、Al₂O₃回收率为69.91%的精矿。     

贵州某低品位含硫铝土矿石选矿试验

贵州某低品位含硫铝土矿Al2O3含量为54.71%,SiO2含量为11.35%,铝硅比仅为4.82,且矿石中含硫1.33%。矿石主要含铝矿物为一水硬铝石,主要含硫矿物为黄铁矿。矿石中有用矿物嵌布粒度较细,脱硫时易产生夹带,因而较难实现有效分选。为高效开发利用该矿石资源,对有代表性矿石进行了脱硫脱硅浮选闭路试验。结果表明:在磨矿细度为-0.074mm占90%时,采用1粗3精1扫脱硫浮选、扫选尾矿经2粗4精1扫脱硅、脱硫精扫选尾矿经2粗1精1扫脱硅闭路流程处理该矿石,获得了硫品位为33.72%、Al2O3品位为15.96%、SiO2品位为4.98%、硫回收率为75.16%的硫精矿,Al2O3品位为61.13%、SiO2品位为7.39%、铝硅比为8.27、Al2O3回收率为79.64%的铝土矿精矿。1次磨矿脱硫脱硅浮选,脱硫精扫选尾矿单独脱硅浮选工艺是该矿石处理的高效工艺,对含硫含硅铝土矿石的分选具有借鉴意义。     

云南某铝土矿反浮选脱硅试验

云南某铝土矿石为一水硬铝石型高硅高铝低铝硅比矿石,研究了矿石反浮选提铝降硅工艺技术条件。研究结果表明：在磨矿产品细度为-0.074 mm占85%,pH=5.5,组合捕收剂GE-601+E3总用量为150 g/t（质量比为21）,抑制剂OP用量为600 g/t情况下,采用1粗1精3扫、中矿顺序返回闭路反浮选试验流程处理该矿石,室温和8 ℃下反浮选精矿Al₂O₃品位分别为67.65%和67.52%,回收率分别为82.04%和81.77%,铝硅比分别为10.72和10.58,组合捕收剂室温和低温脱硅浮选效果均良好。     

西南某铝土矿同步脱硫脱硅浮选试验研究

西南某铝土矿Al₂O₃和SiO₂的品位分别为56.86%和14.86%，S含量为1.57%，为高效开发利用该铝土矿，对其进行同步脱硫脱硅试验研究。浮选研究结果表明:在Na₂CO₃为pH调整剂、CuSO₄为活化剂、SNS为抑制剂、BA-1为脱硫捕收剂、松醇油为起泡剂、EXA为脱硅捕收剂的条件下，原矿经过"一次粗选—一次精选—三次扫选"的同步脱硫脱硅工艺处理后，可以得到Al₂O₃含量为61.03%，SiO₂为11.95%，S为0.19%，A/S为5.11的铝土矿精矿。该工艺可以为该矿的利用提供指导，同时也为该类型铝土矿的开发利用提供一种全新的技术思路。      

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-0.074 mm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。     

强磁-浮选从金尾矿中提取SiO2试验研究

我国每年金尾矿排放量巨大,不仅造成资源浪费,还严重威胁生态环境。河北宽城某金尾矿SiO₂含量为68.64%,为了充分利用该尾矿资源,采用预先沉降脱泥-强磁选除铁-反浮选除铁-SiO2浮选提纯工艺进行试验。结果表明：试样在沉降时间为2.5 min条件下沉降脱泥,脱泥后沉砂在磁场强度为1.2 T条件下采用强磁选除铁,SiO₂含量由73.38%提高到79.55%,Fe₂O₃含量由5.24%降低到1.75%,非磁性产品以YS为捕收剂反浮选除铁,Fe₂O₃含量降低至0.51%,然后以YG-01和YG-02为组合捕收剂进行1粗2精石英提纯浮选,对提纯后产品进行的XRD分析未检出杂质产品,其SiO₂含量为98.46%、Al₂O₃含量降低至0.65%、Fe₂O₃含量降低至0.09%,可以达到国家级玻璃原料二级质量标准。对金尾矿进行SiO₂提取不仅充分利用了尾矿资源,而且可以取得一定的经济效益。     

浮选机性能参数对铝土矿反浮选指标影响的试验研究

采用改进的实验室型XFD-63浮选机, 对河南某铝土矿进行了反浮选试验, 考察了浮选机充气量、转速和浮选槽深度等性能参数对反浮选指标的影响规律。试验结果表明, 试验条件下, 浮选机最佳充气量为200～250 L/h, 最佳转速为2 000～2 200 r/min, 浮选槽深度的增加有利于铝土矿的反浮选过程, 槽深由131 mm增加到177 mm时, 在精矿铝硅比相近的前提下, 精矿Al₂O₃回收率由73.42%增加到77.99%。