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。     

贵州某高硫高硅铝土矿浮选脱硫脱硅试验

我国高品位铝土矿日渐枯竭,为了更好地开发利用贵州某高硫高硅一水硬铝石型铝土矿,以满足国民经济建设的需要,采用浮选工艺进行了脱硫脱硅试验。在最佳工艺条件下,原矿经过1粗1精1扫反浮选脱硫,脱硫尾矿再经过2粗1精正浮选脱硅流程处理,可获得硫品位为31.62%、硫回收率为82.11%的硫精矿和Al2O3品位为65.55%、含硫为0.45%、铝硅比为9.44、Al2O3回收率为80.03%的铝土矿精矿,铝土矿精矿符合拜耳法溶出要求。     

贵州某低铝硅比铝土矿石浮选脱硅试验研究

贵州某低铝硅比铝土矿石Al2O3品位为6035%、SiO2含量为1353%，铝硅比为446；含铝矿物主要为一水硬铝石，含硅矿物主要为高岭石、伊利石、绿泥石。为确定该矿石的开发利用工艺进行了选矿试验。结果表明，矿样在一段磨矿细度为-0074 mm占7452%的情况下1粗1扫、粗精矿再磨细度为-0053 mm占8765%的情况下1粗3精2扫、中矿顺序返回闭路正浮选流程脱硅，获得了Al2O3品位为6749%、铝硅比为881、Al2O3回收率达7804%的铝土矿精矿，脱硅效果显著，为下一阶段工作的开展提供了依据。     

高铝高硅铝土矿重选—浮选联合分级脱硅研究

我国有大量高硅铝土矿资源,单一重选或浮选法往往难以高效且经济地回收铝土矿。本文以云南昭通地区一水硬铝石型高铝高硅铝土矿为研究对象,其含Al_2O_367.25%、SiO_213.50%、铝硅比(A/S)4.98,针对性地采用重选—浮选联合分级脱硅流程,即粗粒级螺旋溜槽重选脱硅富集,细粒级螺溜尾矿水力旋流器脱泥后再浮选脱硅,分别产出合格的粗粒重选精矿和细粒浮选精矿,获得产率70.62%、含Al_2O_371.62%、回收率75.43%、A/S 8.02的高品质铝土矿总精矿。本研究提出的重选—浮选联合分级脱硅工艺对类似高铝高硅铝土矿资源的经济高效选矿富集具有指导意义。     

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。     

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。     

山西古县某低品位铝土矿浮选脱硅实验研究

以山西古县某低品位铝土矿为研究对象,开展了原矿性质研究分析及浮选脱硅性能研究.考察了磨矿细度及药剂用量对浮选指标的影响,确定出合适的工艺参数,原矿Al2O3含量为58.47％,SiO2含量为19.75％,A/S为2.96的低品位铝土矿,通过"一粗二精一扫"浮选脱硅闭路实验可得铝精矿产率60.64％,A/S为6.11,Al2O3回收率为69.52％;尾矿A/S为1.41.     

广西某高硫铝土矿反浮选脱硫-聚团浮选脱硅试验

针对我国高硫铝土矿难以利用的现状,以广西某高硫铝土矿为研究对象,采用反浮选脱硫-聚团浮选脱硅原则流程和新型高效铝土矿浮选捕收剂ZY-01进行了选矿试验。确定的选矿工艺流程为1粗1扫1精反浮选脱硫-1粗2扫2精聚团浮铝降硅;采用该流程获得的铝土矿精矿Al₂O₃品位为63.31%、回收率为78.52%、铝硅比为7.38,硫精矿S品位为16.78%、回收率为80.72%。铝土矿精矿指标满足氧化铝生产要求。     

山西古县某低品位铝土矿浮选脱硅实验研究

以山西古县某低品位铝土矿为研究对象,开展了原矿性质研究分析及浮选脱硅性能研究。考察了磨矿细度及药剂用量对浮选指标的影响,确定出合适的工艺参数,原矿Al_2O_3含量为58.47%,SiO_2含量为19.75%,A/S为2.96的低品位铝土矿,通过"一粗二精一扫"浮选脱硅闭路实验可得铝精矿产率60.64%,A/S为6.11,Al2O3回收率为69.52%;尾矿A/S为1.41。     

铝土矿反浮选脱硅技术研究

以河南某地中等铝硅比矿石为研究对象,围绕着铝土矿反浮选脱硅技术展开系统研究,研发专有分散剂BK500、选择性抑制剂BK501、含铝硅酸盐高效捕收剂BK421。试验采用两次脱泥、脱泥底流反浮选脱硅,最终获得Al2O3回收率为81.20%、铝硅比为10.82的合格精矿。     

山西古县某低品位铝土矿浮选脱硅试验研究

以山西古县某低品位铝土矿为研究对象,开展了原矿性质研究分析及浮选脱硅性能研究。考察了磨矿细度及药剂用量对浮选指标的影响,确定出合适的工艺参数,原矿Al₂O₃含量为58.47%,SiO₂含量为19.75%,A/S为2.96的低品位铝土矿,通过“一粗二精一扫”浮选脱硅闭路试验可得铝精矿产率60.64%,A/S为6.11,Al₂O₃回收率为69.52%；尾矿A/S为1.41。     

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。     

新疆某低品位细粒磁铁矿选矿工艺研究

为给新疆某低品位细粒磁铁矿的开发利用提供合理的选矿工艺,针对矿石性质的特点,进行了阶段磨矿、阶段弱磁选工艺和阶段磨矿、阶段弱磁选、阳离子反浮选工艺试验。结果表明：①采用3段磨矿、4次弱磁选的阶段磨选工艺流程处理该矿石,在三段磨矿细度为-0.038 mm占95.18%的情况下,可获得铁品位为66.48%、铁回收率为78.79%的铁精矿;采用2阶段磨矿弱磁选、弱磁精矿2阳离子反浮选、反浮选尾矿再磨-弱磁选抛尾后再返回反浮选的流程处理该矿石,在反浮选尾矿再磨细度为-0.038 mm 占96.34%的情况下,可获得铁品位为69.76%、铁回收率为78.51%的铁精矿。②单一弱磁选流程虽然简洁,但弱磁选、阳离子反浮选联合流程在最后一段磨矿量（相对原矿）显著下降22.99个百分点的情况下,最终精矿铁品位却大幅提高3.28个百分点。     

马达加斯加某三水铝土矿磨矿浮选脱硅工艺试验研究

铝土矿试验矿样来自马达加斯加Sofia地区,Al₂O₃含量为32.06%,SiO₂含量为34.06%。矿石中含铝矿物主要为三水铝石;含硅矿物主要为石英,其次为高岭石。三水铝石以微晶聚合体形式存在,微细粒的其他矿物以包体形式嵌布在其中,矿样粒级越细聚合体中杂质矿物含量越高。矿样中-0.028 mm粒级产率约占30%,高杂质含量的三水铝石聚合体占比超过95%,反浮选或正浮选几乎没有脱硅效果。石英的嵌布粒度集中于0.1～0.8 mm,原矿矿样常规破碎磨矿产品中SiO₂在0.074 mm以上粗粒级富集,富含石英矿物的矿粒过粗,采用反浮选无法脱除。研究提出了便于工业化实施的脱泥、分级、分别磨矿合并反浮选工艺流程,未破碎原矿矿样用2 mm的筛子筛分,+2 mm粒级矿样单独破碎磨矿,-2 mm粒级矿样脱泥、沉砂单独磨矿,两种磨矿产品合并进入反浮选脱硅,获得铝硅比大于10、Al₂O₃回收率大于40%的精矿。     

从炼铜厂炉渣中回收铜铁的研究

针对铜转炉渣中铜铁硅矿物紧密共生、呈细粒不均匀嵌布及渣硬度高、难磨的特点，进行了多种磨矿与选别流程组合的对比试验，最后选用磨矿(-0.043mm 79．6％)-浮选-磁选-浮选中矿与磁性矿合并再磨(-0．040mm99．32％)-再浮-再磁的阶段磨矿阶段选别的流程，其中第一段磁选精矿再磨是铁硅单体分离获得合格铁精矿的关键．在转炉渣含铜1．58％(硫化铜和金属铜占78．68％)、含铁53．54％(磁性氧化铁占28．53％)的情况下，获得铜精矿品位19．82％，回收率85．48％的选铜指标，同时综合回收了渣中磁性氧化铁，得到铁品位62．525％、回收率35．02％、含SiO2 9．94％的合格铁精矿．     

峨口铁精矿提铁降硅选矿试验

峨口铁矿选矿厂采用阶段磨矿-弱磁选-细筛分级-淘洗磁选工艺流程,生产的铁精矿铁品位可达66%以上,但SiO₂含量较高,在7%左右。为了使峨口铁矿选矿厂最终铁精矿的SiO₂含量降到5%以下,以该厂淘洗磁选机的给矿为对象进行了提铁降硅选矿试验。试验结果表明：先采用氢氧化钠、玉米淀粉、石灰和中钢集团马鞍山矿山研究院有限公司研制的捕收剂MD对试样进行1粗1精3扫反浮选,再将反浮选尾矿再磨至-0.038 5 mm占82.60%后进行1粗1精弱磁选,最终可以获得铁品位为69.58%、铁回收率为97.05%、SiO₂含量为4.23%的综合铁精矿,铁精矿SiO₂含量达到预期目标。     

用梅山硫酸渣生产氧化铁红的试验研究

为提高梅山铁矿硫酸渣的附加值,进行了以该硫酸渣为原料,用选矿方法生产氧化铁红的试验研究。试验采用筛分分级-筛下预磨-漂洗-超细磨-碳硫钙镁反浮选-硅反浮选工艺,获得了Fe₂O₃含量达98.19%,SiO₂含量为0.48%的磁材级氧化铁红和Fe₂O₃含量为95.06%,SiO₂含量为0.83%的颜料级氧化铁红,而筛分筛上产品和反浮选泡沫产品可直接作为铁精矿。     

某铝土矿新型组合捕收剂试验研究

采用自行研制的新型ZF组合捕收剂,对主要成分为高岭石和一水硬铝石,Al₂O₃品位为63.16%,铝硅比为5.32的一种山西铝土矿进行正浮选脱硅试验。在磨矿细度-0.074 mm占84.51%,碳酸钠用量3 500 g/t,硅酸钠用量113 g/t,ZF捕收剂用量800 g/t的条件下,通过1次粗选,1次精选,2次扫选,获得了精矿Al₂O₃品位68.92%,Al₂O₃回收率81.05%,铝硅比9.16的较好指标。     

铁多金属矿综合回收铁铜硫选矿工艺研究

铁多金属矿含铁47.79%、含铜0.066%、含硫2.05%, 通过“弱磁粗选-再磨-浮选脱硫-弱磁精选”流程选铁、“铜硫混浮-脱泥脱药-再磨-铜硫分离”流程回收铜和硫, 在一段磨矿-0.075 mm粒级占50%, 铁粗精矿、铜硫粗精矿再磨-0.075 mm粒级含量均为80%条件下, 可获得铁精矿铁品位66.63%、含硫0.069%、含铜0.0072%、铁回收率为92.41%, 铜精矿铜品位20.25%、含铁26.84%、含硫27.80%、铜回收率为52.16%, 硫精矿含硫44.00%、含铁43.04%、含铜0.15%、硫回收率为78.72%, 实现了铁、铜和硫的综合回收。     

贵州某高铝硅赤铁矿石选矿试验

贵州某贫赤铁矿石属典型的高硅铝、低硫磷赤铁矿石,铁矿物嵌布粒度微细,常规选矿工艺难以获得合格铁精矿。为开发利用该大型贫赤铁矿石资源,对该矿石进行了选择性絮凝沉降脱泥-反浮选提铁降杂试验研究。结果表明,在磨矿细度为-0.045 mm占88%的情况下,经2次絮凝沉降脱泥,1粗1精1扫、中矿顺序返回闭路反浮选流程处理,可获得铁品位为61.20%,SiO₂和Al₂O₃含量分别为6.30%和2.58%,铁回收率为66.48%的铁精矿,该流程与常规还原焙烧-弱磁选流程比较,具有显著的流程简单、能耗和生产成本低的特点。