拜尔法氧化铝赤泥浮选工艺研究

对郑州铝厂拜尔法产生的氧化铝赤泥使用浮选再回收的问题进行了研究。扫描电镜和筛析研究表明：氧化铝在赤泥各粒级中呈不均匀分布，粗粒级含Al2O3较高，细粒级含Al2O3较低。铝矿物以一水硬铝石为主，约占70－85％，它被水云母、水含钙铝硅酸盐和细分散态的铁的氧化物所包裹，矿粒表层以Ca、Fe、Si为主。因此，若用浮选法回收拜尔法氧化铝赤泥，就必须对试材料进行分级和再磨，剥离表面覆盖层，并创造新生表面。＋0.043mm粒级浮选后的精矿产品含Al2O32.75%，作业回收率77．85T％，铝硅比7．53，基本达到浮选回收极限。－0．043mm粒级的可选性很差。     

某拜尔法赤泥选铁尾矿工艺矿物学研究

详细研究了某拜尔法赤泥选铁尾矿的物质组成、粒度组成等,重点研究了铝、钛、稀土、钪、镓等有价元素在该赤泥选铁尾矿中的赋存状态。结果表明：46.08%的Al2O3以一水硬铝石和三水铝石的矿物形式存在,并且这部分铝矿物90%以上粒度大于0.005 mm,可采用浮选方法回收;而Ti、稀土元素、Sc和Ga由于分布粒级微细,需采用湿法冶金方法提取。研究结果为该赤泥选铁尾矿的综合利用提供了翔实的资料和理论依据。     

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。     

水云母——一水硬铝石型铝土矿浮选试验

<正> 河南省是我国铝土矿资源和氧化铝生产的主要基地之一。河南铝土矿大部分是含硅高的中低品级铝土矿。以前的铝土矿选矿研究,主要集中于高岭石——一水硬铝石型铝土矿的碱法浮选。高岭石的化学组成和晶体结构,使以它为主的尾矿的Al_2O_3含量很难     

文摘与简讯

苏联哈萨克斯坦铝土矿辐射选别的可能性采用辐射分选法(主要是光学法),排除矿石的SiO_2一富含的高岭土以及具有高导磁率和导电率的鲕状绿泥石,以提高铝土矿的Al_2O_3/SiO_2比。于是富集了含Al_2O_343.9％、SiO_26.2％、CO_2 2％和S0.12％,粒度大于10毫米的铝土矿石,获得了Al_2O_3/SiO_2比为12.62,适宜于用拜尔法生产Al_2O_3的产品。《C.A.》,102:98919V.     

攀枝花某选铁尾矿窄粒级选钛试验

攀枝花密地选钛厂以钒钛磁铁矿选铁尾矿为原料进行钛的回收。选钛原料粒度分布宽,Ti O_2品位9.54%,钛主要以钛铁矿的形式存在。针对原粗、细分级—两段强磁选—浮选原则流程选别指标差的问题,对选钛原料进行窄粒级选钛试验。结果表明:选钛原料经1 mm隔渣后,分级为粗粒级(+0.1 mm)、细粒级(0.038~0.1 mm)和超细粒级(-0.038 mm),对粗粒级和细粒级采用磁选—浮选原则流程进行选钛试验,最终可分别获得产率5.05%、Ti O_2品位47.32%、回收率25.05%的粗粒钛精矿和产率6.41%、Ti O_2品位47.29%、Ti O_2回收率31.76%的细粒钛精矿;超细粒级经悬振—2次粗选浮硫—1粗3精选钛开路流程试验选别,可获得产率0.53%、Ti O_2品位47.13%、回收率2.60%的超细粒钛精矿。各粒级钛精矿合并为Ti O_2品位47.30%、回收率59.41%的合格综合钛精矿,相比原工艺流程,Ti O_2回收率提高24个百分点左右,说明窄粒级选钛能显著加强钛铁矿的回收,大幅度提高钛精矿回收率,实现了选铁尾矿钛的高效回收利用。     

吉林某球黏土含砂尾矿综合利用探索试验研究

对吉林某球黏土含砂尾矿开展了尾矿性质、尾矿中黏土类矿物的回收、尾矿中粗砂的综合利用探索试验研究。尾矿性质研究结果表明,含砂尾矿主要化学成分及含量为:SiO_282.95%、Al_2O_38.46%、K_2O3.33%、Na_2O1.27%;主要矿物组成为石英、长石和少量黏土类矿物,石英含量为66.9%、长石含量为29.1%、黏土类矿物含量为4.0%。采用筛分、旋流器及摇床进行了含砂尾矿中黏土类矿物的回收,获得的黏土类矿物SiO_2含量为60.28%、Al_2O_3含量为20.22%、Fe_2O_3含量为4.47%,其SiO_2含量、Al_2O_3含量达到企业标准Ⅲ级品球黏土的要求,但Fe_2O_3含量偏高。对该含砂尾矿进行湿式筛分,其+0.15mm粗粒级可以作为建筑用砂,用于建筑工程中混凝土及其制品、普通砂浆用砂,其-0.15mm细粒级含砂尾矿可以作为制备陶瓷墙地砖产品的原料。     

高岭土尾矿制备光伏玻璃用低铁石英砂

福建某热液蚀变风化残积型高岭土尾矿主要矿物为石英,含少量高岭石、电气石、云母、长石矿物,SiO_2含量为83.20%。为回收尾矿中石英,对其进行选矿提纯试验研究。结果表明,试样经磨矿—水力分级、沉砂重选、重选精矿2阶段磁选,非磁性产品经擦洗—浮选,获得的石英精砂0.6～0.1 mm粒级含量大于95%,SiO_2含量达到99.29%、Al_2O_3含量为0.27%,Fe_2O_3含量为0.002 9%,满足太阳能光伏玻璃、光热玻璃用低铁石英砂的质量要求,为高岭土尾矿资源高值化综合利用提供了工艺参考。     

德兴铜矿尾矿低碱度浮铜试验研究

德兴铜矿尾矿回收厂预富集产品的铜品位为0.15%,其中的铜矿物主要为黄铜矿,主要分布在0.043～0.015 mm粒级,90%的黄铜矿以连生体的形式存在,多数难以充分单体解离;硫矿物黄铁矿含量高,主要以单体形式存在,主要分布在0.05～0.13 mm粒级。为实现其中铜矿物的高效回收,在工艺矿物学研究基础上,以现场工艺流程为参考进行了浮选试验。结果表明,试样在磨矿细度为-0.043 mm占85%的情况下,以亚硫酸钠为抑制剂进行1粗1扫2精低碱度浮选,最终获得了铜品位16.43%、铜回收率63.12%的铜精矿,较好地实现了试样中铜矿物的低碱度回收。     

广西拜耳法赤泥选铁预富集试验研究

随着Al_2O_3需求量的增长和铝土矿品位的降低,赤泥排放量将越来越大,如何有效地利用赤泥已引起世界各国的普遍重视。拜耳法赤泥中主要化学成分为Fe_2O_3,若将其中的铁回收利用,不仅可以提高赤泥的利用程度,而且有利于实现可持续发展。本文提出了一条预富集-深度还原-磁选分离提铁的技术路线,通过使用浮选、单一强磁选、选择性疏水絮凝-磁选等方法对广西赤泥进行选别和比较,最终确定使用单一强磁选作为预富集手段,得到全铁品位为30.74%的富铁赤泥,可以为后续的深度还原试验提供合适的原料。     

基于浮选速率试验的可浮性研究

为了探究煤泥浮选过程中可浮性的变化规律,进行了窄粒级的浮选速率试验。试验结果证明:0.5~0.25 mm粒级的浮选速度最快,0.25~0.075 mm粒级次之,-0.075 mm粒级最慢。随着浮选的进行,3个窄粒级的累积灰分不断增加,但细粒级由于细泥的污染,灰分增加幅度较大。通过理论推导得出,剩余物料可浮性准与可燃体回收率ε的关系为:准=ε∞(1-ε)。证明:随着浮选的进行,剩余物料的可浮性逐渐变差,单位时间浮出的有用矿物逐渐减少。将剩余物料可浮性进行量化后表明:随着浮选的进行,剩余物料可浮性的下降幅度随粒级减小而逐级变小。     

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。     

从原次生细泥中回收黑白钨矿的选矿工艺研究

对含WO₃0.21%~0.36%,-0.043 mm粒级含量77.47%的原次生钨细泥进行了浮选-重选、重选预富集-浮选-重选、重选预富集-浮选-磁选-重选的选矿工艺流程研究,结果表明,3种流程均可获得含WO₃46.74%~55.38%的白钨浮选精矿和含WO₃36.62%~38.76%的黑钨精矿,回收率分别为29.82%~47.14%、19.24%~32.51%。采用重选预富集-浮选-重选联合流程更适合于处理该钨细泥。     

粗细分级粒度对齐大山赤铁矿石分选效果的影响研究

齐大山铁矿选矿厂现场粗细分级旋流器给矿铁品位为32.43%，铁矿物在细粒级有明显的富集现象，而现场旋流器粗细分离粒度较粗（d50=0.043 mm），沉砂产率较低，重选给矿量较少，磁选-反浮选流程给矿量较大，不利于生产成本控制和企业经济效益改善。为了确定适合现场的粗细分离粒度，以现场选别流程为基础，对d50分别为0.036、0.025、0.020 mm情况下的溢流和沉砂进行了选别试验，并根据研究成果给出了工艺改造建议。试验结果表明，随着分离粒度d50的降低，总精矿铁品位先小幅下降后降幅明显，总精矿产率和铁回收率先明显上升后维持在高位，重选精矿与总精矿产率之比大幅度上升；齐大山铁矿选矿厂粗细分离粒度d50应从0.043 mm降至0.025～0.020 mm。研究最终建议：选矿厂在对粗细分离粒度d50进行优化的同时，通过实现螺旋溜槽粗选作业的3产品模式，让终将进入磁选-反浮选系统的微细粒铁矿物及粗粒脉石矿物尽早进入该系统，以改善重选作业的环境和效果；取消重选中矿中磁选抛尾作业，充分实现铁矿物连生体的单体解离度，改善铁矿物的回收效果。推荐流程突出了重选系统的地位，强化了重选系统的优势，减轻了磁选-反浮选系统的压力，有望实现选矿厂经济技术指标的全面好转。     

小锥角水力旋流器对难浮煤泥脱泥浮选工艺试验研究

针对通化地区黏土含量大、主导粒级为高灰细粒级的难浮煤泥,采用小锥角水力旋流器进行高效脱泥探索,旋流器产物进行粒度和矿物组成分析,底流进行分步释放浮选试验。结果表明,采用Φ150 mm小锥角水力旋流器作为煤泥浮选前脱泥的主要设备;Φ150 mm与Φ75 mm旋流器串联脱泥工艺中,0.045 mm粒级脱除率达到67.73%,灰分为50.10%,且高岭石、伊利石等黏土矿物在Φ75 mm旋流器溢流中实现富集;Φ150 mm与Φ75 mm旋流器底流单独或混合入料浮选,精煤产率(占本级)及可燃体回收率均比原煤泥直接浮选提高了2~3倍。     

高灰难选煤泥分级浮选降灰实验研究

针对贵州某煤泥中-0.074 mm粒级的产率为54.19%,灰分为40.55%,并含有大量的珍珠陶土、高岭石和二重高岭石等黏土矿物,极易泥化的高灰难选煤泥。采用分级浮选方式,分别确认了-0.5+0.25 mm、-0.25+0.074 mm、-0.074 mm粒级浮选的矿浆浓度、捕收剂用量、起泡剂用量、叶轮转速及工艺流程等较优浮选条件并和-0.5 mm全粒级进行对比;结果表明:各粒级的较优药剂用量和工艺参数均不同,在较优浮选条件下,分粒级的精煤产率高于全粒级,灰分低于全粒级;分粒级的尾煤产率低于全粒级,灰分高于全粒级,即分粒级浮选对该煤泥有显著的意义。      

Application of New Composition of Reagents in Flotation of Silver-Bearing Tin Ore

Using ultraviolet-visible spectrophotometry and laser and electron microscopy, adsorption of cyanuric triamide agent (CTA) at the surface of silver-rich galena PbS-Ag and pyrite FeS2-Ag is recorded. The X-ray spectrum of the new reagent phase on silver particles contains O, C and N bands typical of CTA. New experimental data on kinetics of selective flocculation of ultrafine particles of silver-bearing sulphide minerals under treatment by CTA and thermomorphic polymers (TMP) are obtained. It is found that CTA and TMP introduced jointly in sulphide slime pulp accelerate settling of slime fractions, which promotes mineral aggregation and improves flotation performance. The prospects of using CTA and TMP as modifiers in flocculation of slime fractions of silver-bearing minerals are demonstrated.     

拜耳法赤泥中铁的强磁选预富集-深度还原-弱磁选试验

拜耳法生产Al₂O₃过程中产生的赤泥中含有大量的难回收铁矿物,有效地回收这些铁矿物既是对资源的高效利用,又有利于减少污染物排放。采用强磁选预富集-深度还原-弱磁选工艺对铁品位为39.42%的山东某拜尔法赤泥进行了选铁试验。结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm 占80.75%,强磁选背景磁感应场强为1.2 T情况下,可获得铁品位为52.89%、铁回收率为59.85%的强磁选预富集精矿;强磁选预富集精矿在烟煤用量为24.27%（烟煤与强磁选预富集精矿的质量比）,深度还原温度为1 300 ℃、时间为45 min,还原焙烧产物磨矿细度为-0.074 mm占38%,弱磁选磁场强度为72.03 kA/m情况下,可得到铁品位为91.25%,铁作业回收率为96.90%、对赤泥回收率为57.99%的金属铁粉,较好地实现了赤泥中铁矿物的回收。试验确定的工艺简单、稳定、可靠,有较高的工业应用价值。     

贵州某铝土矿石灰拜耳法溶出试验研究

贵州某高硅中低品位铝土矿石Al₂O₃品位为57.62%、SiO₂含量为9.54%，铝硅比为6.04。为实现氧化铝高效溶出，进行了铝土矿石灰拜耳法溶出氧化铝工艺试验。结果表明：在溶出温度为265 ℃，溶出时间为65 min，磨矿粒度为-0.074 mm含量90%，石灰添加量为1.4，矿浆液固比为4，搅拌转速为500 r/min条件下，可以获得氧化铝溶出率83%以上，赤泥平均铝硅比为1.33的溶出指标。试验结果可为该类铝硅比较低的铝土矿资源的合理开发利用提供借鉴。     

内蒙某钽铌尾矿回收锂云母工艺研究

内蒙某钽铌尾矿含有大量的锂云母矿物,尾矿中的脉石矿物主要为长石、石英类硅酸盐矿物,矿石中的细泥(含原生细泥和磨矿产生的次生细泥)矿物制约锂云母浮选精矿品质的提高。对含Li2O 1.02%的钽铌尾矿,采用尾矿脱泥-锂云母浮选(一次粗选、一次选扫)的工艺流程,锂云母浮选采用碳酸钠作调整剂,椰油胺+MC-2作组合捕收剂,获得锂精矿含Li2O 5.02%,达到优质锂盐级标准;锂精矿对钽铌尾矿回收率为74.82%,有效实现了尾矿中锂资源的综合回收利用。