稀缺肥煤浮选尾煤深度再选试验研究

以涡北选煤厂浮选尾煤为研究对象,分析了稀缺肥煤浮选尾煤深度再选的可行性。通过对浮选尾煤进行-0.045 mm的预先脱泥和螺旋抛尾处理后,将浮选尾煤与中煤的磁选尾煤混合,混合比例为10∶1,对混合后的尾矿进行磨矿试验和浮选试验,最终确定了混合后尾矿的深度再选流程。试验研究结果表明,当药剂配比为柴油∶仲辛醇为3∶1、药耗用量为0.52 kg/t干煤泥、脱泥和抛尾后磨矿细度为-0.074 mm粒级含量为61.23%时,可获得灰分为11.80%、占本级产率为33.61%的合格精煤;流程试验结果表明,混合后尾矿经过一次粗选、一次扫选、两次精选获得的精煤产品,灰分和占本级产率分别为10.88%和19.50%,扫选尾煤的产品灰分达到了70.67%。     

从某铜锡尾矿中浮选回收钾长石

某选厂铜锡浮选尾矿-0.074 mm粒级含量占55%,K2O品位为4.50%,主要以钾长石的形式存在。为回收利用其中的钾长石,进行浮选试验研究。采用稀硫酸调节矿浆p H值、HF为钾长石活化剂、油胺为捕收剂,在条件试验确定的最佳工艺参数下,经1粗2精1扫浮选闭路试验,最终可获得产率为24.68%、K2O品位为8.53%、回收率为46.20%的钾长石精矿,产品满足陶瓷工业对钾长石产品质量的技术要求。试验结果为选铜尾矿二次资源的综合利用提供了技术依据。     

部分精煤再浮工艺对难浮煤泥的浮选效果改善研究

对于高灰细粒难浮煤泥，采用一次浮选工艺往往会由于高灰细泥的污染导致精煤的产率和灰分难以兼顾。分步释放试验的结果表明，精选工艺能够有效地提高难浮煤泥的精煤产率。根据浮选速度试验的结果，随着浮选的进行，泡沫产品的灰分逐渐升高，各产品中高灰颗粒的含量也逐渐升高。以上试验结果为部分精煤再浮工艺的可行性提供了理论支撑。最后，对部分精煤再浮工艺的浮选效果展开了试验研究，并创新性地使用二次加药制度对其强化，得到了精煤灰分10.86%，精煤产率61.30%的浮选效果，相比一次浮选工艺，其浮选完善指标提高了9.48%。     

湖北某重晶石-萤石型矿综合利用研究

湖北某萤石矿为重晶石-萤石型矿石,重晶石含量达40%以上。对综合利用萤石与重晶石资源进行了浮选工艺研究,并对低温浮选进行了试验探索,低温浮选试验表明FX-6A比现用的油酸捕收剂具有更好的耐低温性。试验结果表明,利用FX-6A作为萤石捕收剂,CRY-A作为重晶石抑制剂,通过1次混合浮选,6次分离浮选,常温闭路试验可获得Ca F2品位97.68%、回收率92.85%的萤石精矿以及Ba SO4品位91.85%、回收率78.04%的重晶石精矿。     

王楼煤矿煤泥浮选工艺优化研究

针对山东能源临矿集团王楼煤矿煤泥中细粒含量较高且灰分较高等问题,进行了煤泥的粒度组成、矿物组成、分步释放以及速度试验。试验结果表明,随着浮选进行易浮颗粒含量减少,物料可浮性变差,高灰细颗粒对泡沫产品的污染越来越严重,对一次粗选精煤进行粒度分析表明,一次粗选后精煤细粒含量高达8.47%,灰分达31.14%,对精煤品质产生较大影响。在捕收剂为400g/t和起泡剂为60g/t的最佳药剂制度条件下,对煤泥进行一粗一精两段浮选,可以得到产率为66.20%、灰分为11.30%的精煤,与一次粗选相比,精煤产品中细颗粒含量降到6.24%,降幅明显且对精煤品质影响较小。两段浮选工艺可有效降低精煤灰分,提高精煤品质,解决了高灰细泥夹带问题,满足了生产需求。     

湖北某高磷鲕状赤铁矿磁化焙烧-磁选-反浮选试验研究*

湖北某地高磷鲕状赤铁矿主要铁矿物为赤褐铁矿,有害杂质磷、硅、铝含量高,难以获得有效利用。针对此原矿铁品位为46.31%,磷含量为1.25%的高磷鲕状赤铁矿进行了磁化焙烧及磨选工艺技术条件试验研究。试验确定了磁化焙烧—磁选,一次粗选、一次扫选反浮选工艺,在磨矿细度-0.074mm含量占75%、配煤量11%、焙烧温度800℃、焙烧时间30min的条件下可获得铁品位57.17%、回收率82.74%、磷含量1.12%的磁选铁精矿产品。磁选精矿采用一次粗选、一次扫选反浮选工艺提铁降磷,通过该工艺分选后,可获得TFe品位60.53%、回收率70.22%、磷含量0.32%的铁精矿产品。     

白云鄂博尾矿优先浮选稀土的试验研究

对白云鄂博尾矿进行了优先浮选稀土的试验研究。在磨矿细度-74μm占97%以上和最优的浮选药剂制度下,采用"一次粗选、三次精选、三次扫选"的闭路浮选流程从白云鄂博尾矿中回收稀土。试验获得了稀土品位为2.35%、回收率91.28%的稀土精矿,同时试验所产生的浮选尾矿中稀土含量仅为0.70%,得到了良好的技术指标。     

从某钨矿尾矿中磁化浮选萤石试验

为了提高湖南某矽卡岩型钨矿尾矿中萤石回收质量,在浮选回收萤石精矿时采用水系磁处理浮选工艺与常规浮选工艺相比较,试验研究结果表明,在不改变常规浮选工艺流程的条件下,采用强磁对浮选用水进行磁化处理后,可以提高浮选捕收剂、抑制剂对矿物的作用效果,提高萤石的精矿质量和回收率;同时可以减少浮选中捕收剂和抑制剂的药剂用量。试样在水系磁处理条件下,进行了一次粗选、五次精选、二次扫选闭路流程,最终获得品位97.31%、回收率94.53%的萤石精矿,并且萤石精矿中SiO_2含量为0.68%,CaCO_3含量为0.81%,属于FC-97A合格萤石精矿产品。     

采用细磨-磁选-反浮选工艺回收某选厂铁尾矿试验研究

本文对某选厂铁尾矿进行了回收试验研究。试验目的为提铁降硅,回收利用废弃铁矿石资源。针对尾矿产品嵌布粒度细、连生体含量高,主要以赤褐铁矿和少量磁铁矿为主的特点,采用细磨-磁选-反浮选工艺进行了回收试验。将矿石磨矿至-0.038mm含量占90%,采用弱磁选富集磁铁矿,采用强磁选富集赤褐铁矿,将弱磁选与强磁选粗精矿合并进行反浮选试验,采用一次粗选,一次精选,最终可获得TFe品位58.03%,TFe回收率53.27%,SiO2含量4.82%的铁精矿,试验达到了预期目标。     

DX-1在某宁乡式鲕状赤铁矿脱磷中的应用

与传统的铁矿抑制剂淀粉比较,对DX-1在某宁乡式高磷鲕状赤铁矿反浮选脱磷中的应用进行了试验研究。试验结果表明,在碱性条件下,磨矿细度为-74μm含量占90%,以BK422为反浮选脱磷捕收剂,DX-1的抑制效果比淀粉明显要好。经过一次粗选、两次精选的开路浮选流程,可以获得含磷0.37%,铁回收率89.64%的铁精矿。     

从铁尾矿中回收磷的浮选试验研究

针对河北地区某铁选厂尾矿进行回收磷的浮选试验研究。原矿中P2O5含量为2.11%,-0.074 mm产率为8.94%。当磨矿细度为-0.074 mm占54.71%时,经过强磁选预先降钛,强磁尾矿在p H值为8,水玻璃用量800 g/t,aw-01用量1000 g/t,矿浆质量分数25%的条件下,经过1次粗选、3次精选的开路浮选试验对磷矿物进行回收,最终得到磷精矿品位为35.44%,回收率为84.03%。浮选尾矿中磷含量降低至0.28%。     

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。     

用复式浮选柱从中等粒度砾石产品中浮选粗粒硅石

在美国佛罗里达州中部的一个磷酸盐矿山的扩大试验中,用复式浮选柱从中等粒度砾石产品中浮选粗粒硅石.扩大试验中固体给料速率为3.77～4.81 t/h,胺用量为0.16～0.46 kg/t.用回水时的最佳胺用量为0.3 kg/t.当中等粒度砾石产品给料BPL含量为40～45,酸不溶物含量为38%～45%时,获得的浮选精矿BPL含量可提高到56～61,酸不溶物含量降至16%～22%,BPL回收率为85%～90%.试验结果表明,复式浮选柱是用于从中等粒度砾石产品中浮选粗粒硅石的一个有效装置.本文叙述和讨论了在与粗粒砾石产品混合前对中等粒度砾石产品进行选别的优点.     

攀西某超细粒级钛铁矿选矿试验

攀西地区选钛厂对磨矿产品中难处理的-0.038 mm粒级（现场习惯称超细粒级钛铁矿）普遍按矿泥抛弃。为提高资源的利用率,对该地区某选矿厂-0.038 mm占95%、TiO₂含量为8.80%、有害元素硫含量为0.62%的脱泥产品进行了选矿试验。结果表明,试样采用1次粗选、中矿再选的悬振锥面选矿机重选流程预富集钛,重选精矿1段浮选脱硫,脱硫产品1粗3精1扫、中矿顺序返回浮选流程选钛,最终获得了TiO₂品位为47.01%、回收率为28.58%的钛精矿。可见,悬振锥面选矿机重选-浮选工艺可实现超细粒级钛铁矿的高效回收。     

新型药剂体系在某石英脉型萤石矿浮选中的应用

河南某石英脉型萤石矿SiO₂含量为46.47%,CaCO₃含量为2.09%,采用常规浮选药剂较难获得高品质精矿。采用新型耐低温捕收剂FX6A和组合抑制剂ZY401-1组成的药剂体系对该矿进行了浮选试验。试验结果表明:原矿经"磨矿—一次粗选—一次扫选—六次精选—中矿集中处理"的选矿工艺流程可获得产率为41.99%、CaF₂含量98.91%、回收率94.82%、有害组分SiO₂和CaCO₃含量分别为0.23%和0.80%的精矿产品,选别指标优良。浮选试验表明:该药剂体系的捕收剂FX6A具有耐低温、高选择性等优点;组合抑制剂ZY401-1具有选择性抑制能力强等优点。      

新型捕收剂DTX-1常温分步浮选东鞍山铁矿混磁精

随着入选铁矿石中菱铁矿含量的升高,东鞍山混磁精反浮选精矿铁品位和铁回收率均呈下降趋势。为了确保高菱铁矿矿石资源的顺利开发,并改善反浮选精矿指标,东北大学用新研制的改性脂肪酸类常温捕收剂DTX-1,对东鞍山混磁精进行了先正浮选菱铁矿、后反浮选石英等脉石矿物的分步浮选试验。结果表明,对东鞍山选矿厂混磁精进行1次开路正浮选菱铁矿,1粗1精2扫、中矿顺序返回闭路反浮选脱硅,最终可获得铁品位为6587%、铁回收率为6792%的铁精矿,与现场1粗1精3扫、中矿顺序返回闭路反浮选精矿指标比较,精矿铁品位和铁回收率分别提高了2.47和2.82个百分点,在工艺流程复杂性相当的情况下,产品指标得到了显著改善。     

某伟晶岩型锂辉石矿石中锂的高效回收试验

湖南某伟晶岩型锂辉石矿Li2O品位为1.35%,主要脉石矿物为石英和长石,次为绿泥石、高岭石等易泥化矿物。传统的“三碱两皂”法的锂辉石浮选工艺存在浮选药剂用量大、浮选时间长、浮选指标不佳、选矿回水难以直接回用的缺点。为实现该矿石中锂的高效回收利用,基于原矿性质,进行了选矿试验研究,最终确定采用脱泥—磁选—浮选工艺流程。在磨矿细度为-0.074 mm占66.55%的条件下,选取ZT为中性调整剂、ZB为组合捕收剂,浮选阶段经“1粗2精2扫”,最终获得Li2O品位6.05%、Li2O回收率79.77%、Fe2O3含量0.83%的锂精矿,有效实现了锂辉石中锂的高效回收,产品达到化工级-1产品的品质标准。     

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。     

南京某电石渣选矿提纯试验

南京某电石渣粒度较细,-0.074 mm粒级产率占86.81%,CaO含量高达69.83%,主要杂质为SiO₂、C等,影响产品白度的主要杂质为炭和含铁矿物。为了获得高品质的电石渣精矿,采用十二胺反浮选脱硅-煤油反浮选脱炭-湿式高梯度强磁选脱铁工艺对脱粗（+0.425 mm）后的电石渣进行了提纯试验。结果表明：脱粗后的电石渣经1粗1精1扫反浮选脱硅,1次反浮选脱炭,1次高梯度强磁选脱铁,可获得CaO品位为72.83%、CaO回收率为81.57%、白度为90.14%的优质电石渣精矿,满足高品质电石渣精矿的品质要求。     

制浆用原料煤浮选脱灰技术研究

对制备精细水煤浆用原料煤超细粉碎后进行了浮选脱灰技术研究,在药剂用量试验和添加抑制剂试验探索的基础上,利用浮选机采用1次粗选5次精选流程,最终得到产率32.55%,灰分2.71%的浮选精煤用于制备精细水煤浆,其他产品可用于制备普通水煤浆。利用浮选柱进行了初步试验探索,试验表明,该设备是进行精细水煤浆原料煤深度脱灰的有效设备,可使分选流程简化,提高作业效率。