石英粉提纯工艺研究

研究了用煅烧、浮选和酸浸等方法提纯石英粉、获得高纯石英的工艺过程结果表明,最佳的提纯工艺为:①在石英粉原料中加入2%的NaCl粉末,在820℃煅烧2h;②在浮选液中淬火,实施浮选,浮选时间为5min,所用的浮选液pH=2,其中的阴阳离子捕收剂十二烷基磺酸钠和十八胺的浓度分别为0.82mg/L和1.1mg/L;③将浮选后的石英粉酸浸处理8h,酸液中水、浓盐酸与40%氢氟酸的体积比为50:50:5,酸液与石英粉的重量比为3:1.经该工艺处理后,石英粉的纯度达到高纯二氧化硅的标准,其中SiO2含量达到99.99%.     

低品位石英矿浮选提纯的试验研究

对辽宁朝阳地区长石石英矿进行了反浮选脱铝提纯研究,以油酸钠为长石活化剂,六偏磷酸钠为石英抑制剂,十二胺盐酸盐为长石捕收剂,在pH=5.0左右条件下的浮选试验结果表明,以SiO₂ 93.01%,Al₂O₃ 5.28%较低品位石英矿为原料,磨矿细度-0.055 mm占85%,经过脱泥-反浮选,得到SiO₂含量99.62%,回收率60.42%的粗精矿,对粗精矿进行再磨再选-精矿脱泥,最终精矿经过高温干燥得到了SiO₂含量99.95%的石英粉。对浮选产品的扫描电镜和能谱分析表明,消除细粒矿泥在精矿表面的罩盖是石英粉提纯的关键。     

石英微粉提纯研究

介绍了石英砂提纯技术的发展现状,针对信阳石英微粉,采用先加浮选剂浮选,再以混酸处理的方法脱除杂质元素,使石英中SiO2的含量达到99.98%,满足了工业上对高纯石英砂的要求。     

四川某石英矿选矿提纯试验研究

对四川某地石英砂矿进行了选矿和化学提纯试验研究,最终通过采用磨矿、强磁、浮选、酸浸等工艺,脱除了石英中的杂质元素,获得的石英精矿SiO2含量≥99.95%、Fe2O3≤0.001%、Al2O3≤0.01%,达到了高纯石英砂的标准。     

广东某滑石矿提纯工艺的初步研究

我国滑石采选回收率仅在40%左右,大量的低品位滑石必须通过提纯,才能应用于工业部门。本文以广东某滑石矿为研究对象,初步探索浮选、化学漂白及酸浸对滑石提纯的可能途径,考察了不同因素对提纯效的影响。     

四川某石英砂除铁降钛提纯新工艺研究

为了去除四川某石英砂中的Fe和Ti杂质,提出“重选—浮选—酸浸”的提纯新工艺。石英砂先经重选和浮选进行预选除杂,再经两段酸浸实现精选提纯。重选采用螺旋溜槽一次粗选一次精选去除部分含Fe和Ti重矿物,浮选采用一次粗选一次扫选去除主要含Ti矿物金红石。经选矿除杂后的石英砂在70 ℃下,经一段盐酸3 mol/L+醋酸1 mol/L+氢氟酸0.5 mol/L、二段盐酸3 mol/L+硫酸1.5 mol/L各酸浸2 h得到最终石英砂精矿。精矿中SiO₂含量提高到99.92%;Fe和Ti的含量分别降至0.005%和0.012%,Fe和Ti的综合去除率分别达到91.80%和71.43%。该工艺对四川某石英砂的除铁降钛、深度提纯具有显著效果,对类似石英砂矿石的高效利用具有参考价值。      

硅石提纯工艺研究

内蒙古某地硅石矿含有较多的绢云母、长石、赤铁矿、褐铁矿等杂质,原矿中SiO2含量仅为85.66％,远不能满足石英产品要求.采用磁选-浮选-酸浸联合工艺获得SiO2品位99.74％石英精矿.采用选矿方法提高硅石纯度,对开发利用该硅石矿资源具有重要意义.     

石英粉去除铝、钾、钠的研究

采用浮选法和超声波酸浸法去除石英粉中的铝、钾、钠杂质,用原子吸收分光光度计分析经浮选和酸浸处理的样品中铝、钾、钠杂质的含量。结果表明,较佳的除杂工艺参数是:在pH=2,十八胺浓度范围为8.0×10-7～8.0×10-6mol/L,十二烷基磺酸钠的浓度为4×10-6mol/L时浮选;浸出的混合酸为18%的盐酸和2%的氢氟酸,浸出温度为50℃,超声波酸浸处理1h。在此条件下,可使石英中铝含量从128×10-6下降到14×10-6,钠含量从114.7×10-6下降到1.2×10-6,钾含量从8.6×10-6下降到0.4×10-6,达到高纯石英砂的标准。     

混合捕收剂分离硅酸盐矿物与石英的研究

本文研究了阴、阳离子混合捕收剂浮选分离长石、钻石、蓝晶石与石英的可能性。试验表明，混合捕收剂具有优良的特性。它的使用可使这三种硅酸盐矿物在中性介质中成功地实现与石英的分离，而不需要添加酸、氟或其它无机药剂。分析了混合捕收剂的性能与特点。通过红外光谱、光电子能谱和俄歇电子能港等手段，对矿物与混合捕收剂之间的作用机理进行了深入的研究。     

锌离子对微细粒石英浮选活化的影响研究

通过纯矿物浮选试验、Zeta电位测试、浊度测试、红外光谱测试以及Zn~(2+)溶液水解平衡计算,系统研究了Zn~(2+)对微细粒石英可浮性的影响及其作用机理。结果表明:微细粒石英纯矿物在油酸钠体系下基本不可浮,Zn~(2+)作用后的石英在pH=9~11时的浮选性能最佳。Zn~(2+)主要是以Zn(OH)_2沉淀的形式吸附于微细粒石英表面并促进其聚团,油酸根离子可能与石英表面Zn(OH)_2发生反应生成了油酸锌,从而促进了石英的上浮。     

新型两性螯合捕收剂DJW-2捕收石英的性能

两性螯合捕收剂DJW-2是东北大学为改善磁选铁精矿反浮选脱硅效果而研制的新型捕收剂,为了解其捕收石英的性能,以石英纯矿物为浮选对象,进行了DJW-2用量、适宜的矿浆pH值、活化剂CaCl₂用量、适宜的浮选温度试验。结果表明,在矿浆pH=9,DJW-2用量为750 mg/L,浮选温度为38～18 ℃情况下均可取得90%以上的回收率。进一步的Zeta电位检测和红外光谱分析表明,DJW-2在石英表面以氢键吸附和化学吸附为主。因此,DJW-2是磁选精矿反浮选脱硅的高效、低耗、强适应性捕收剂。     

某石英脉型微细粒嵌布低品位金矿石选矿试验

为了给某石英脉型微细粒嵌布低品位金矿石的开发利用提供依据,根据矿石性质,采用浮选-浮选尾矿氰化浸出-浮选精矿焙烧后氰化浸出工艺流程进行了选矿试验。结果表明：浮选-尾矿氰化浸出可获得金品位为61.88 g/t、砷含量为4.21%、金回收率为77.57%的金精矿和作业金浸出率为75.85%、对原矿金回收率为17.02%的尾矿浸出液,两者的金回收率合计达到94.59%。金精矿经焙烧预处理,焙砂砷含量降到0.38%、金品位提高到88.40 g/t;焙砂氰化浸出的作业金浸出率达93.28%、对原矿金回收率为72.36%,金精矿焙砂和浮选尾矿氰化浸出的综合金回收率为89.38%。     

微细粒石英对萤石浮选特性的影响研究

通过萤石和石英的纯矿物浮选试验、二者质量比为1∶1的人工混合矿浮选试验、表面电位分析和药剂吸附量测定,系统地研究了油酸钠浮选体系中微细粒石英对萤石浮选效果的影响。结果表明,在pH=6时,石英颗粒表面荷负电,萤石颗粒表面荷正电,二者易发生异相凝聚,降低油酸钠在萤石颗粒表面的吸附,造成浮选指标下降;氟硅酸钠能够有效抑制石英;六偏磷酸钠通过调节矿物表面电位,可改善萤石-石英体系分散程度,提高浮选指标。萤石与石英的人工混合矿矿浆在六偏磷酸钠、氟硅酸钠和油酸钠浓度分别为3×10~(-5)、2×10~(-5)和6×10~(-5)mol/L时,浮选精矿萤石品位达97.10%、回收率为60.80%。     

某石英型萤石矿石浮选试验研究#br#

某石英型萤石矿石的CaF2品位为44.38%,为高效开发利用该矿石资源,进行了选矿工艺研究。结果表明：矿石在磨矿细度为-0.074 mm占54%,油酸用量为1.5 kg/t、碳酸钠为600 g/t、水玻璃为400 g/t,浮选温度为30 ℃,搅拌调浆时间为7 min的情况下,采用1粗5精1扫闭路浮选流程处理,最终可获得CaF2品位为97.15%、回收率为90.36%的优质萤石精矿。     

石英砂工艺生产中分级机械的研究

石英砂是重要的工业矿物原料,广泛应用于玻璃、铸造、冶金、化工、磨料等工业领域,石英砂的生产大多是通过对石英岩矿的粉碎加工,经过分级处理而获得。石英砂的生产工艺有湿法生产和干法生产两种。作为玻璃原料的石英砂,主要是以湿法工艺生产方式为主。湿法工艺生产有以下优点：生产率高;便于物料分级和输送;防止生产过程粉尘的飞扬和造成环境的污染及对人体的危害。     

新型阳离子捕收剂DBA-2浮选石英的研究

针对铁矿石反浮选过程中药剂使用时所需矿浆温度高,开发了适合捕收细粒级石英的阳离子捕收剂。通过一系列浮选试验及接触角、Zeta电位和红外光谱检测考察了此阳离子捕收剂对石英的捕收性能和两者的作用机理。结果表明,温度为18℃和p H=9.45时,阳离子捕收剂DBA-2对38μm粒级石英有很高的浮选回收率;在此条件下,对74~38μm粒级石英浮选效果不佳,阳离子捕收剂DBA-2更适用于微细粒铁矿反浮选中应用。接触角测量结果说明,添加DBA-2使石英表面接触角增大,可浮性增强,在20~30°之间,接触角发生的微小变化会对回收率产生巨大影响。Zeta电位测试结果表明,在纯水中石英的零电点为p H=2.26,与DBA-2作用后,零电点偏移至9.47,说明DBA-2在石英表面有吸附作用的发生。通过红外光谱检测分析,DBA-2在石英表面的吸附主要是静电吸附和氢键吸附。     

萤石矿降硅浮选工艺研究

研究了某萤石矿生产优质低硅萤石精矿的浮选药剂和工艺流程。 通过采用一次粗选、一次扫选、五次精选、弱酸性介质的浮选工艺，获得含CaF299.08%、SiO20.62%、回收率为86．55％的低硅萤石精矿。