响应曲面法优化某低品位细粒锡石浮选

根据云南文山某多金属矿选锌尾矿的MLA工艺矿物学分析,初步确立了采用浮选回收其中锡石的工艺.为进一步明确浮选药剂制度,分别进行了捕收剂用量单因素试验及调整剂用量响应曲面优化试验.单因素试验结果表明,对于该选锌尾矿,捕收剂JSY-19的最佳用量为1 200g/t,辅助捕收剂P86最佳用量为70 g/t.响应曲面优化试验结果表明,各调整剂的最佳用量分别为Na2CO3157. 75 g/t、CMC 40. 84 g/t、KT-51 362. 76 g/t,在该条件下,锡精矿品位和回收率分别可达3. 31%和72. 18%,实际浮选结果与软件优化拟合结果基本一致.采用上述试验确立的药剂用量进行浮选闭路实验,最终获得的锡精矿品位为6. 04%,回收率为85. 21%.     

西藏甲玛高氧化率铜铅锌矿混合浮选试验研究

针对西藏甲玛矿区高泥铜铅锌矿石性质复杂、氧化率高、现场浮选回收率低的特点,采用硫化钠作为硫化剂及矿泥调整剂,XP4作为组合捕收剂,丁铵黑药作为辅助捕收剂,开展了条件优化试验、开路流程试验和闭路试验研究.通过一粗三精两扫、中矿顺序返回的浮选闭路流程,在原矿含Cu 0.53%,含Pb 1.29%,含Zn 0.54%,Au和Ag含量分别为0.28 g/t、23.6 g/t的条件下,获得的浮选混合精矿的技术指标为:Cu品位为7.72%,回收率为70.15%;Pb品位为22.17%,回收率为90.98%;Zn品位为4.81%,回收率为42.19%;Au品位为1.8 g/t,回收率为47.41%;Ag品位为340.4 g/t,回收率为77.32%.与现场生产指标对比,铜的回收率提高了17个百分点,铅的回收率提高了39个百分点.     

改性脂肪酸对磷矿的浮选

改性脂肪酸XF-1是一种新型的磷矿捕收剂.为了考察XF-1对磷矿的浮选效果,选取XF-1、磺化油酸钠及油酸钠为捕收剂对宜化磷矿进行浮选,动电位及单矿物吸咐对比分析表明,在捕收剂用量为1.5kg/t,浮选温度为30℃时,XF-1、磺化油酸钠和油酸钠将五氧化二磷品位为21%的粗磷矿分别提升到27%、23.6%、22.1%,磷回收率分别为85%、75.4%、74.8%;在低温15~25℃时,XF-1浮选获得磷矿品位和磷回收率明显高于磺化油酸钠和油酸钠.采用粗选与精选相结合的闭路浮选工艺,捕收剂XF-1选别出品位为30%、磷回收率为90%的磷精矿,且精矿氧化镁含量只有1.4%.XF-1所表现出的亲和力和吸附力优于磺化油酸钠和油酸钠,XF-1具有良好的捕收性能.     

鲕状赤铁矿磁化焙烧—磁选—反浮选降磷试验

鄂西宁乡式鲕状赤铁矿嵌布粒度极细,SiO2、Al2O3、P等杂质含量高,用其生产的铁精矿很难达到冶炼要求.针对铁品位为43.76%,磷含量为0.84%的鄂西鲕状赤铁矿进行提铁降磷试验研究,通过对磁化焙烧温度、磁化焙烧时间、还原煤的配比等影响因素的条件试验,确定在焙烧时间60 min,焙烧温度750℃,还原煤11%(质量比)的最佳焙烧条件.焙烧产品磨矿至-0.038 mm占80.54%、用永磁选机进行弱磁选,获得了铁品位54.10%、铁回收率93.19%、磷含量0.80%的粗铁精矿.进行反浮选药剂制度试验,得到了铁品位58.95%、铁综合回收率80%、磷含量0.50%的铁精矿,其最佳浮选药剂制度为NaOH 750 g/t,淀粉800 g/t,石灰500 g/t,RA-715 750 g/t,G310 107.73 g/t,浮选温度30℃.在此浮选制度下,进行一粗一精试验,精选石灰和捕收剂用量减半,可得铁品位59.87%,磷含量降至0.28%,综合回收率71.08%,综合试验结果表明,本文探索的工艺流程具有很大的可行性,能够为鲕状赤铁矿的选矿利用提供参考.     

宜昌磷钾矿的浮选工艺

根据宜昌磷钾矿的矿物特性,以TSM-46、十二胺为捕收剂,碳酸钠、硫酸作为p H调整剂,水玻璃作为抑制剂与分散剂,对宜昌磷钾矿进行了一次粗选一次扫选的小试实验,并对富钾尾矿进行了浮选,获得了适宜的粗选工艺参数.实验证明,在磨矿细度-0.074 mm质量分数92.5%、浮选温度50℃、碳酸钠用量8.5 kg/t、水玻璃用量4 kg/t、粗选捕收剂TSM-46用量粗选2 kg/t、扫选0.8 kg/t的条件下,磷精矿品位为15.17%,回收率达74.47%;在十二胺用量0.2 kg/t,矿浆p H 1.8的条件下,钾精矿品位为11.05%,回收率达45.09%.     

湖北宜化集团殷家坪磷矿双反浮选工艺的研究

针对湖北宜化殷家坪低品位难选硅镁质磷矿,采用阴离子捕收剂MG-7反浮选脱镁—沉降脱泥—阳离子捕收剂T609反浮选脱硅工艺. 在脱硅之前预先脱泥,同时消泡剂TOP和捕收剂T-609搭配使用,解决了阳离子反浮选脱硅过程中泡沫过稳定的难题. 获得品位为33.04%,回收率为69.50%的浮选精矿. 将分离的矿泥并入精矿,混合后精矿品位为30.56%,回收率为78.68%. 相比于传统的正浮选工艺,此工艺不需加温有效地降低了选矿的成本.     

高效反浮选捕收剂的合成与应用

针对传统脂肪酸捕收剂选择性差、常温下分散性和溶解性差的问题,以工业棉籽油酸为原料,经高温高压使脂肪酸的双键水解而引入羟基活性基团,进一步与助剂按比例复配得到一种高效反浮选捕收剂HY.将其用于宜昌某高镁磷矿的浮选试验,经一反一扫简单浮选工艺流程获得了精矿五氧化二磷品位34.59%,五氧化二磷回收率96.46%,氧化镁品位0.28%的良好浮选选指标,氧化镁脱除率高达95%,各指标优于公开招标各项指标要求,且浮选在常温下进行,药剂用量仅0.84kg/t.表明反选捕收剂HY具有良好的浮选性能,其化学修饰改性改善了捕收剂的常温溶解性同时增强了其对钙离子、镁离子的选择性.     

一种磷矿低温浮选捕收剂

探讨了一种自制的磷矿浮选捕收剂在低温(13～15℃)条件下的浮选效果,同时做了加温(28～30℃)条件下的对比试验.在低温条件下精矿的品位达到30.40%,回收率达到81.36%;在加温条件下精矿的品位达到30.55%,回收率达到82.37%,由此可知这种捕收剂受温度影响不大,能在不加温的条件下用于冬天生产.     

中低品位铝土矿浮选柱短流程分选研究

我国铝土矿绝大多数为中低铝硅比的一水硬铝石型,矿物嵌布粒度细,分选困难.在分析铝土矿矿石性质的基础上,利用旋流-静态微泡浮选柱对中低品位铝土矿进行分选,考察了捕收剂用量、循环压力、处理量等因素对浮选效果的影响.研究结果表明:铝土矿易泥化,微细粒级含量高,其有效分选是关键;随着捕收剂用量、循环泵压力、处理量的增大,氧化铝回收率增加、精矿铝硅比下降;当捕收剂用量1000g/t,循环泵压力0.17MPa,处理量4.0t/(m2.h)时,精矿铝硅比8.02～8.13,氧化铝回收率88.77%～90.01%.采用"一粗一精"两段浮选柱分选可以完成浮选机"一粗两精两扫"五段分选作业,分选流程短,工艺简洁.     

云南会泽高镁中低品位胶磷矿单一反浮选

为了降低云南会泽高镁中低品位磷矿的氧化镁的含量,提高五氧化二磷的品位,采用全硫酸一粗一扫的单一反浮选工艺对云南会泽高镁中低品位磷矿进行了试验.在原矿五氧化二磷的品位为23.71％,最佳磨矿细度为-0.074 mm 88.2％的条件下,以硫酸作为pH调整剂和抑制剂（不需要添加磷酸等其他的抑制剂）,以改性的棉籽油脂肪酸皂为捕收剂,进行浮选试验.结果表明：在粗选硫酸用量为10 kg/t,扫选硫酸用量为6 kg/t,捕收剂TSM-2用量分段加药,第一段粗选添加1.2 kg/t,第二段为0.3 kg/t时,获得精矿五氧化二磷品位为30.09％,回收率达到86.53％,氧化锰由原矿的4.55％降至精矿的0.78％,脱镁率为88.13％的较好指标.为云南会泽磷矿的利用开辟了新途径.     

Prospects of utilization of waste dumped low-grade limestone for iron making: A case study

Low grade dumped limestone sample having high silica of 8.1%, 36.8% CaO, and 3% Al_2O_3 has been studied with the aim to reduce the silica level to below 3% for its utilization in iron making. Beneficiation study of the sample was initiated with desliming of the feed sample of -100 μm to remove the siliceous ultrafine particles and to improve the feed quality. Flotation study was carried out by column flotation technique varying the collector dosage, superficial air flow velocity and froth depth to assess their effect on silica reduction and CaO recovery. It was observed that increased collector dosage and superficial air velocity increases the recovery of CaO, and increase in the froth depth reduces the mass flow and silica content in the concentrate. The best result was found at 1.25 cm/sec superficial air velocity, 25 cm froth depth, 1.25 kgpt collector dosage and concentrate assayed 47.3% CaO, 2.8% silica with 72% CaO recovery.     

A comparison of anionic and cationic flotation of a siliceous phosphate rock in a column flotation cell

Flotation performance of a de-slimed (-150 + 53 μm)Jordanian siliceous phosphate was evaluated in a batch laboratory flotation column 100 cm high and 5 cm inside diameter. The collector used during anionic flotation was sodium oleate while an amine acetate (AEROMINE 3100C) was used for cationic flotation. Flotation comparison at different collector dosage, superficial gas velocity, and frother concentration showed that the maximum difference in performance between cationic and anionic flotation was obtained with these flotation parameters: 30 × 10 6 (mg/L) frother concentration, 250 g/tcollector concentration, and 3.4 cm/s superficial gas velocity. At these operating conditions amine (cationic) flotation gave 7% higher flotation recovery, a 6% cleaner concentrate grade, and was 6% more efficient at removing silica.     

广西某赤褐铁矿选矿试验研究

对广西某含铁品位为52．07％、磁性率（FeO／TFe）为2．11％的难选赤褐铁矿矿石进行理化性能分析和矿物工艺学研究,并进行了强磁选、还原焙烧－磁选选矿试验,确定还原焙烧磁选可以获得较好的选别指标为：精矿铁品位达63．27％,产率达82．7％,铁回收率95．99％,有害元素硫,磷都较低,Si02、Al2O3、CaO、MgO的含量都能满足高炉冶炼的要求,属于优质铁精矿．     

提高因民公司铜精矿中金品位试验研究

不改变因民公司选厂现有浮选工艺流程,并在保持现有铜选矿技术指标(铜回收率84.50%,铜精矿品位24%)不变的基础上,通过试验研究,将铜精矿中的金品位由现在的0.80 g/t提高到1.00 g/t(计价品位)以上,提高企业收入,同时提高资源综合利用率,实现矿山的持续健康发展。     

烷基丙二胺与醚胺组合反浮选石英性能研究

通过N-烷基1,3丙二胺与醚胺组合,得到成本相对较低,浮选泡沫量少的药剂组合。单矿物可浮性试验表明:E1、M1、M3有很好的选择性但药剂用量较大,E2、M2有很好的捕收性,选择性稍差,E3具有较好的选择性和捕收性。通过组合药剂研究,寻找到了组合药剂GE-651C(M1∶E3=7∶3),降低了药剂成本而性能不受影响。实际铁精矿开路浮选表明:GE-651C用量为180 g/t,精矿品位为60.27%,回收率为66.78%。消泡试验表明,GE-651C的泡沫少,性脆易消,有利于泡沫产品的后续处理。     

贫磁铁矿反浮选降硅试验

湖北省某地具有较为丰富铁矿资源,矿石中铁含量较低,原矿中全铁(TFe)含量约15%,属于贫磁铁矿,铁矿物的嵌布粒度较细,通过单一弱磁选很难得到全铁品位超过60%的铁精矿,针对该矿弱磁选精矿进行反浮选提铁脱硅研究,一粗一精开路反浮选流程精矿品位可达60%以上,铁回收率60%,产率50%左右.通过小型闭路试验,反浮选最终获得较好指标:精矿产率为68.57%,品位为58.62%,回收率为82.83%.