云南某硅钙质胶磷矿双反浮选工艺研究

利用工艺矿物学,研究了云南某硅钙质胶磷矿,确定了浮选的最佳磨矿细度和浮选工艺。针对该矿石低磷、高硅、高镁的特征,选择硫-磷混酸作为抑制剂、HM-02作为脱镁捕收剂,WH-04作为脱硅捕收剂,进行了磷矿脱镁、脱硅双反浮选工艺研究。结果表明,反浮选脱镁,脱镁精矿浆旋流分级,分级后的细粒级脱镁精矿再反浮选脱硅的双反浮选闭路流程工艺,分级粗粒级脱镁精矿和脱硅精矿合并为最终精矿,可获得P_2O_5质量分数为28.42%,MgO质量分数为1.08%,P_2O_5回收率为87.95%的磷精矿。选矿指标良好,能实现低品位磷矿磷灰石与脉石矿物的有效分离;取得的脱镁、脱硅磷精矿,能满足酸法加工用磷矿石要求。     

凤城硼铁矿石的选矿试验研究

根据硼铁矿石的主要矿物组成、嵌布特性和物理性质的差异，采用阶段磨矿—阶段磁选—分级的工艺流程．获得的含硼铁精矿、硼精矿均可满足冶炼和化工用矿的要求。     

1种钾肥生产组合式设备

介绍了1种生产钾盐的组合式设备,该设备由2个原矿仓及上料系统、2个磨矿分级系统、浮选系统、药剂制备系统、精矿浓密及分离系统、粗钾过滤及洗涤系统和干燥包装系统组成;2个原矿仓及上料系统与2个磨矿分级系统一一对应相连接;浮选系统分别与原矿仓及上料系统、磨矿分级系统、药剂制备系统、精矿浓密及分离系统、粗钾过滤及洗涤系统相连;干燥包装系统分别与精矿浓密及分离系统、粗钾过滤及洗涤系统相连。投入应用后,有效地提高了资源利用率,降低了副产品和废液的排放量,同时提高了原料种类和品位的适应性。     

选择性磨矿-浮选-磁选联合工艺处理某红柱石矿的试验研究

采用选择性磨矿—浮选—磁选的原则工艺流程处理某红柱石矿。原矿经选择性磨矿分级脱泥后,在酸性介质中以石油磺酸钠和HN-2为组合捕收剂,在浮选矿浆温度为3℃的条件下,进行红柱石的浮选富集,浮选精矿经强磁选后得到红柱石精矿产品,实现了细粒嵌布红柱石资源的有效回收。浮选药剂耐低温性好,绿色环保,泡沫适中易控,具有很好的工业推广价值。     

硫酸渣磁重选联合工艺回收铁精矿研究

研究了从硫酸渣中回收铁精矿的工艺流程.硫酸渣分选最佳工艺流程为:预先分级、磨矿后在120kA/m条件下磁选,磁选尾矿用螺旋溜槽重选,混合精矿的品位61.32%,回收率83.28%,产率72.86%.硫酸渣不经磨矿直接磁选得不到高品位精矿,全部磨矿后分选,精矿品位略有提高,但回收率下降较多.     

云南某风化磷矿选矿工艺初步研究

针对云南某中低品位风化磷矿进行了选矿工艺初步试验研究,试验过程包括矿石分析、擦洗脱泥试验、单一反浮选试验、擦洗脱泥—正浮选试验、擦洗脱泥—反浮选试验、擦洗脱泥—正反浮选试验等。试验结果表明,当原矿P_2O_5品位为22.83%,MgO质量分数为1.55%,磨矿至-200目质量分数占65%时,采用擦洗脱泥—正反浮选工艺得到的精矿品质最高,P_2O_5品位为30.42%,MgO质量分数为0.21%。如果将中矿1合并至精矿中,混合所得矿样的P_2O_5品位为29.04%,MgO质量分数为0.26%,可以达到湿法磷酸生产要求。     

新型捕收剂在沙特某低品位胶磷矿浮选中的应用

利用新型捕收剂,采用单一反浮选的方法对沙特某低品位胶磷矿进行浮选试验,考察了磨矿细度、浮选时间、抑制剂和捕收剂用量对精矿P2O5品位和P2O5回收率的影响.结果表明,当原矿P2O5品位为19.60％,磨矿细度-0.074 mm占60％,浮选时间1.5 min,抑制剂用量11.09 kg/t,捕收剂用量1.0 kg/t时,可以获得P2O5品位32.23％、P2O5回收率86.86％的磷精矿.     

保康磷矿石的重介质分选

保康磷矿白竹矿区条带状磷块岩矿石,利用TRI—FLO重介质分选机二次分选,可以分选出高质量的磷精矿和废弃的脉石尾矿,节省了磨矿费用。重介质选的中矿与—1mm矿泥用磷酸、氧化石蜡皂反浮选,可得到P_2O_529.45％,MgO1.06％,作业收率89.95％的浮选精矿。重—浮联合流程的混合磷精矿P_2O_531.78％,收率88.28％。     

云南某堆存低品位磷矿正反浮选实验研究

考查磨矿细度、正浮选抑制剂水玻璃、p H调整剂碳酸钠、脱硅捕收剂YP,以及反浮选调整剂硫酸、脱镁捕收剂NECP用量对云南某堆存低品位磷矿浮选指标的影响。结果表明,采用正-反浮选闭路流程,正浮选采用一次粗选、一次精选、一次扫选,精选尾矿和扫选精矿合并进入粗选,反浮选采用一次粗选流程,可获得精矿w(P2O5)28.51%、P2O5回收率81.70%的浮选指标。研究结果可以为此类胶磷矿选矿提供参考。     

粉煤灰浮选新工艺

某粉煤灰含炭量 (烧失量 ,LOI) 30 % ,只有采用浮选法 ,才能使炭降低至 5 %以下。使用常规浮选药剂 ,采用改进的粉煤灰浮选工艺 (浮选—磨矿—水力分级技术 ) ,可获得含炭量 75 %以上、热值 2 5kJ/kg的炭精矿 ,尾灰含炭量小于4% ,细粒完全符合国家Ⅰ级灰标准 (GB15 96 -91)。     

高砷硫精矿综合回收利用研究

为了提高选铜副产物硫精矿的品位,并综合回收其中的有价金属元素,采用分级细磨、磁选高铁硫精矿、浮选降砷选硫等工艺组合进行浮选。研究了磨矿细度、抑制剂和捕收剂的用量等对浮选结果的影响。结果表明,采用该方法既可以提高硫精矿的品位,又可以使难选的有价金属元素得以富集和分离。     

云浮硫铁矿烧渣选矿试验

对云浮硫铁矿烧渣磨矿－弱磁选－阴离子反浮选试验流程、设备、工艺条件和试验结果作了介绍。在磨矿细度－２００目８８．４８％、原烧渣含铁品位４５．８７％的条件下，经磁－浮流程分选，获得综合铁精矿品位５５．４４％，回收率７７．９１％的指标。综合的尾矿品位含铁２８．５０％．     

从黄铁矿烧渣中回收铁的新工艺

硫铁矿焙烧后矿物晶形被破坏，质地疏松，呈微细粒嵌布，属难选矿物。采用简单的弱磁选和重选方法不能获得理想的分选指标。苏州硫酸厂烧渣采用细磨─酸洗─弱磁选─反浮选联合流程，可以从含铁５２．１５％的烧渣中分离出含铁５９．７５％的铁精矿，总回收率８２．７２％。为充分利用烧渣提供了新的途径。     

湖南石门某低品位胶磷矿选矿试验研究

针对湖南石门某胶磷矿P2O5品位低,仅15.11%,MgO质量分数高,为8.82%,且嵌布粒度细的特点,采用正-反浮工艺,通过磨矿细度、正浮单因素、反浮单因素、正-反浮开路和正-反浮闭路试验,获得磷精矿产率33.45%,品位30.74%,回收率63.48%,MgO质量分数1.05%的良好指标,达到酸法加工磷肥用二类标准。     

粒度分级对脉石英提纯效果影响研究

脉石英是一种优质硅资源,是加工高纯石英的理想原料。对脉石英矿进行了工艺矿物学研究,并分析破碎后和磨矿后不同粒级试样的差异。对原矿-0.6+0.1 mm粒级、-0.1+0.045 mm粒级和磨矿后得到的-0.6+0.1 mm粒级、-0.1+0.045 mm粒级四个试样分别进行磁选除铁和浮选除长石、云母实验。结果表明,该脉石英以大石英颗粒为主,脉石矿物为云母类、长石类矿物和少量铁矿物,四个试样在品质上存在差异。原矿-0.6+0.1 mm、-0.1+0.045 mm粒级和磨矿后得到的-0.6+0.1 mm、-0.1+0.045 mm粒级经分级分选后SiO₂含量从原矿的99.10%分别提升至99.62%、99.74%、99.67%和99.66%,Fe₂O₃含量则从609.55 μg/g分别降至70.26 μg/g、69.90 μg/g、38.64 μg/g和40.33 μg/g。总体上,磨矿后得到的-0.6+0.1 mm粒级的提纯效果最为显著,说明分级分选利于优质石英的提纯。     

旬阳镜铁矿选矿与深加工试验研究

旬阳镜铁矿原矿全铁品位在57％左右，单一强磁选获得TFe65％以上的铁精矿，回收率大于85％，用摇床或螺旋溜槽进行重选也能选出品位合格的铁精矿，但回收率显著低于强磁选。浮选可产出高纯镜铁矿，再细磨可制得油漆填料云母氧化铁。     

磁选铁精矿的脱硫

七宝山硫铁矿选矿厂投产后,由于矿石性质等原因,铁精矿难以达标,经济严重受损。针对这一情况,从磨矿细度入手,配合使用硫化矿的有效活化剂,并增加铁精矿脱硫作业,使铁精矿品位达到60.26％,含硫降至0.2％,脱硫作业铁回收率92.21％,产品符合国标C_(60)级Ⅰ组铁精矿质量标准。     

浏阳磷矿西井田深部磷块岩正─反浮选试验

浏阳磷矿为含高铁铝的沉积轻变质磷块岩矿床，选矿难度较大。采用湖南化工研究院研制的新型捕收剂ＰＳ－３０，正确选择正─反浮选方案，正浮选不加碱除铁铝，初步富集磷矿石；反浮选抑制磷矿物浮选碳酸盐，从而使磷精矿Ｐ２Ｏ５达到３０．３４％，回收率７５．２７％，产品质量达到酸法加工磷肥用磷矿三类品标准。     

云南某中低品位胶磷矿浮选试验研究

对云南某中低品位胶磷矿进行了浮选试验研究,探索了磨矿细度、硫酸用量、磷酸用量、捕收剂(YP6-2B)用量对浮选指标的影响,结果表明:采用1粗1精开路单反浮选工艺流程,在磨矿细度为-0.074 mm质量分数占90.56%、H 2 SO 4用量为15.0 kg/t、H 3 PO 4用量为3.5 kg/t、YP6-2B用量为1.5 kg/t的条件下,P 2 O品位为22.46%、MgO品位为5.32%的原矿经浮选后可获得P 2 O 5品位为28.26%、MgO品位为0.91%、P 2 O 5回收率为82.22%的精矿指标。     

Applying One-Stage Grinding and Flotation to Improving Copper Recovery of a Fine-Grained Cu-Mo Sulphide Ore

This paper introduces the mineralogy of a fine-grained Cu-Mo sulphide ore, and the relationship between grinding fineness and flotation performance. Results show that the grinding fineness is a key factor affecting the recovery of copper and molybdenum. The result of one stage grinding and flotation is much better than that of grinding and flotation by stages, because an over grinding of chalcopyrite caused by regrinding of Cu-Mo bulk concentrate can be avoided. Finally, a simple flowsheet has been developed, that is, one-stage fine grinding of raw ore to 90% ?0.074 mm, and a bulk flotation to produce a bulk concentrate by one-stage roughing, two stages of cleaning and one-stage scavenging, followed by three times of Cu-Mo flotation separation. When the feed contains 0.50% Cu and 0.19% Mo, the obtained copper and molybdenum concentrates assay 19.23% Cu and 48.53% Mo with the recoveries of 85.5% and 90.96%, respectively.