梅山铁矿选择性反浮选磷灰石的试验研究

研究了矿浆 pH、水玻璃和捕收剂KH的用量对梅山铁矿石反浮选磷灰石的影响。最佳条件是 :矿浆 pH8～ 9,水玻璃用量 2 0kg/t ,捕收剂KH用量 1 0 0～ 1 50g/t。实验室浮选试验结果表明 ,含铁 51 95%、含磷 0 478%的给矿 ,经一次粗选和两次精选后 ,可获得含铁 54 86%、含磷 0 1 65%的铁精矿 ,铁的回收率为 97 36%。     

鲁南矿业浮选尾矿再选工艺研究

鲁南矿业有限公司铁矿石系鞍山式贫磁铁矿,现场生产反浮选尾矿品位达27%,以磁铁矿形式存在的铁占76.54%,存在回收的可能性。采用磁选-反浮选工艺对现场浮选尾矿进行再选试验,结果表明：在再磨细度为-0.043 mm占90%、磁场强度为110 kA/m时,可以得到铁品位为44.36%的磁选精矿,将其作为反浮选的给矿,在浮选温度为35℃,粗选NaOH用量为800 g/t、淀粉为700 g/t、CaO为300 g/t、MD-27为300 g/t、矿浆浓度为40%时,经1粗1精2扫闭路反浮选,得到的精矿铁品位为62.39%、回收率为49.36%,满足了公司对铁精矿品质的要求,可以作为现场流程改造的依据。     

提高某超级铁精矿制备过程中的反浮选回收率

以安徽某粉末冶金公司超级铁精矿生产线所用普通铁精矿为原料,将其再磨、弱磁再选后进行生产超级铁精矿的反浮选试验,通过添加调整剂Na₂CO₃、水玻璃、淀粉来解决现场单纯使用十二胺引起的反浮选回收率偏低问题,并探讨通过提高矿浆浓度来提高反浮选的生产效率。试验结果表明：将2 000 g/t Na₂CO₃、200 g/t水玻璃、100 g/t淀粉与130 g/t十二胺配合使用,在24%矿浆浓度下,反浮选所获超级铁精矿的作业回收率可由单纯使用十二胺时的44.61%（对原料为43.44%）提高到89.58%（对原料为89.27%）;将矿浆浓度提高到28%,可使反浮选处理能力提高16.68%,而作业铁回收率仍达87.69%（对原料为87.38%）。     

浮选柱在磁赤混合铁矿反浮选中的试验研究

采用微泡逆流接触式浮选柱对某赤铁矿选厂的低品位混磁精矿进行了提高精矿品位的反浮选试验研究。通过条件试验确定的浮选柱操作条件为给矿速度847mL/min,给矿浓度35%,充气量4.0m3/h,泡沫层高度30mm;药剂用量为NaOH 1250g/t、淀粉1200g/t、活化剂CaO 600g/t、捕收剂GK-58 650g/t。结果表明,给矿品位为42.15%的磁选精矿,经过浮选柱一次粗选即得到精矿品位为65.82%、回收率62.79%的良好选别指标。试验数据可为赤铁矿浮选流程中浮选柱的应用提供一定的参考依据。     

CCNTN1230磁铁矿浓缩脱泥专用磁选机在铜绿山矿的应用

采用新设备CCNTN磁铁矿浓缩脱泥专用磁选机2台取代原来7台B900mm×1800mm半逆流磁选机,1台选氧化矿浮选尾矿,1台选原生矿浮选尾矿.生产表明,在原矿含铁品位和铁精矿品位相近的情况下,铁的回收率提高4.21个百分点,1年多回收品位63.5%的铁精矿20 787 t,年创效益1045万元.     

贵州织金中低品位磷矿浮选试验研究

对织金低品位磷矿加入自制捕收剂(WF-02)进行了反浮选研究,采用分段加入捕收剂的方式,考察了捕收剂用量、抑制剂用量、磨矿细度、矿浆浓度、浮选时间对P2O5品位和回收率的影响。试验结果表明:在WF-02用量为1.0kg/t矿,磷酸用量为10kg/t矿,矿浆浓度为35%,磨矿细度-0.074mm占89%,浮选时间9min的条件下,磷精矿的P2O5品位可从原矿的21.90%增加到33.19%,回收率达到89.89%,获得了较好的浮选效果。     

磁选—浮选联合工艺从东鞍山铁矿浮选尾矿中回收铁的试验研究

东鞍山烧结厂浮选尾矿TFe品位为22.82%,FeO含量为9.87%,SiO₂的含量为51.24%,S和P含量较低,均为0.03%,属于低硫、低磷、高硅型铁尾矿。此外,该尾矿-0.038 mm粒级含量高达56.44%,同时铁矿物主要集中在该粒级中,铁分布率达到67.62%。为了实现该铁尾矿的高效回收利用,本试验采用搅拌磨磨矿—弱磁选—强磁粗选—强磁精选—反浮选流程开展了系统的试验研究。结果表明:在搅拌磨磨矿细度为?0.038 mm占95%、弱磁选磁感应强度95 kA/m、强磁粗选磁场磁感应强度796 kA/m、强磁精选磁场磁感应强度398 kA/m的条件下,可获得TFe品位为38.20%、TFe回收率为63.51%的混合磁选精矿指标;将混合磁选精矿在矿浆温度40 ℃、矿浆pH值为11.5、淀粉用量1000 g/t、CaO用量900 g/t、粗选捕收剂TD-2用量600 g/t、一次精选捕收剂TD-2用量为300 g/t、二次精选捕收剂TD-2用量为300 g/t的条件下进行反浮选,闭路试验可获得TFe品位为62.34%、TFe作业回收率为55.10%的浮选精矿。全流程TFe回收率为35.00%,综合尾矿TFe品位为17.01%。试验结果可为东鞍山浮选尾矿中的铁矿物高效选矿回收提供指导。      

广东大尖山某铅锌多金属矿石选矿试验

广东大尖山某铅锌多金属矿石铅品位为2.10%、锌品位为3.805%、银含量为35.85 g/t。矿石铅、锌均主要是以硫化矿的形式存在，硫化铅和硫化锌分别占总铅和总锌的95.71%和95.84%。为给该矿石开发利用提供依据，进行了选矿工艺试验。结果表明：矿石磨细至-74 μm占80%，以CaO为矿浆pH调整剂、硫酸锌为抑制剂、丁胺黑药+丁黄药为捕收剂，经1粗3精4扫铅浮选，铅浮选尾矿以CaO为矿浆pH调整剂、CuSO₄为活化剂、丁黄药为捕收剂，经1粗3精4扫锌浮选，获得了铅精矿铅品位60.29%、铅回收率92.02%、含银826.13 g/t、银回收率72.75%、含锌3.64%，锌精矿锌品位48.32%、锌回收率92.30%、含铅0.95%的指标。     

山西某微细粒铁矿石选矿工艺流程优化试验

山西某微细粒铁矿石选矿厂原采用阶段磨矿—弱磁选—强磁选—阴离子反浮选工艺流程,生产中存在强磁选尾矿铁品位偏高、浮选指标不理想等问题。因此,通过一段强磁选磁场强度优化、弱磁选—强磁选替代絮凝脱泥等方法优化工艺流程。结果表明：①针对铁品位30.60%的试样,在磨矿细度为-0.076 mm占85%的条件下,采用一段弱磁选（143 kA/m）、强磁选（1 114 kA/m）工艺流程,可使强磁选尾矿铁品位降至6.18%,此时铁回收率损失仅为4.82%。②以二段弱磁选—强磁选流程替代原絮凝脱泥工艺,在二段磨矿细度为-0.038 mm占85%的条件下,二段弱磁选、强磁选磁场强度分别为143 kA/m、637 kA/m,浮选给矿铁品位由39.90%大幅提高至48.36%,浮选给矿中-10 μm粒级含量由27.22%降低至22.19%,-20 μm粒级含量由48.79%降低至44.21%。③对二段弱磁选+强磁选混合精矿采用“1粗1精3扫”闭路浮选流程,在1次粗选浮选浓度为25%、温度为30 ℃的条件下,依次添加NaOH 1 200 g/t、淀粉1 000 g/t、CaO 500 g/t,RA-915粗选、精选用量分别为900 g/t、150 g/t,最终可获得铁品位66.13%、铁回收率88.44%的浮选铁精矿,此时浮选尾矿铁品位为15.83%。优化后的试验流程降低了强磁选尾矿铁品位,同时提高了浮选给矿的铁品位,降低了浮选提质降杂难度,对同类型的铁矿石开发利用具有借鉴意义。 关键词 微细粒|铁矿石|高梯度强磁选|阴离子反浮选     

新疆某镜铁矿选矿实验研究

采用弱磁-强磁-反浮选工艺对新疆某难选镜铁矿进行了选矿试验研究。原矿磨至-0.074 mm粒级占85%, 在弱选磁场强为167 kA/m、强磁选场强为0.8 T的条件下通过弱磁-强磁工艺获得反浮选的给矿, 在捕收剂JH用量为860 g/t、NaOH用量为1 280 g/t、玉米淀粉用量为1 000 g/t、CaO用量为500 g/t时, 经一粗三扫一精反浮选流程, 可获得铁精矿品位64.12%、回收率70.39%的较好指标。     

高泥氧化锌矿脱泥/不脱泥浮选对矿浆流变性能的影响

研究了某高泥氧化锌矿不脱泥浮选和脱泥浮选时的最佳矿浆浓度,2种方式的最佳矿浆浓度分别为17.77%和24.40%。基于现有悬浮液流变学理论进行了公式推导和试验数据拟合,得出矿浆浓度与矿浆粘度间存在3次多项式的关系。在不脱泥浮选和脱泥浮选中,各自最佳浮选指标下的矿浆浓度和表观粘度都不同,但还原粘度均在17~18之间。还原粘度已将矿浆的诸多因素包含在内,是比矿浆浓度更根本的衡量指标,可作为衡量矿浆分散程度的量化标准。该研究对含泥矿物浮选有一定指导意义。     

浅谈坪湖矿选煤厂浮选系统技术改造

坪湖矿选煤厂始建于1959年11月,是一座矿井型炼焦煤选煤厂,设计能力为45万t/a.1995年11月改扩建后生产能力为60万t/a.工艺流程为跳汰-浓缩浮选联合工艺.由于开采煤层煤的煤质特性发生变化,原料煤中的煤泥量大幅度上升,加上原煤入洗量的增加,使得原有煤泥水处理系统不能适应洗煤生产的要求.因此必须对浮选系统进行技术改造.     

陕西某石煤钒矿的新型选矿工艺研究

针对陕西某低品位石煤钒矿,在工艺矿物学研究的基础上,采用擦洗脱泥—浮选的工艺技术方案,分别对擦洗脱泥以及浮选过程进行了工艺技术条件的研究。结果表明:在磨矿细度为-74μm占25.15%、水玻璃用量为2.0 kg/t、强擦洗时的矿浆浓度为25%、搅拌速度为420 r/min的情况下,擦洗脱泥效果达到最优;在脱泥的前提下,沉砂再磨,在磨矿细度为-74μm占85%、捕收剂十二烷氧基正丙基醚用量为150 g/t时,浮选指标达到最优;通过全流程闭路试验最终获得V2O5品位为2.02%、回收率为72.82%的钒精矿。     

东鞍山烧结厂浮选尾矿选铁试验

东鞍山烧结厂浮选尾矿铁品位为29.42%,主要杂质为SiO2,为回收其中的铁矿物进行了一系列试验。结果表明：浮选尾矿在磨矿细度为-0.025 mm占95%的情况下,进行了1粗1精磁选,得到铁品位为48.39%的磁选精矿;磁选精矿在矿浆pH=11.5、温度为40℃,淀粉用量为900g/t,CaO用量为1 100 g/t,TD-2粗选用量为500 g/t、精选用量为200 g/t情况下进行1粗2精2扫、中矿顺序返回流程反浮选,反浮选精矿TFe品位较试验原料提高了37.03个百分点,达66.45%,TFe回收率达39.29%,主要杂质SiO₂含量由42.56%降至2.35%,达到了理想的铁回收效果。     

用不添加冲洗水的浮选柱获得高品位萤石精矿

本文提出了用不添加清洗水的浮选柱浮选萤石的结果.调节尾矿浆流速比给矿浆流速小来获得精矿流.所以,一部分给矿水带人泡沫中.在这种浮选柱中,没有矿浆/泡沫界面.用搏收区高度为2 m的浮选柱获得了高的浮选回收率.浮选精矿回收率大于80%,品位为90%.试验结果表明,浮选回收率与给矿流的速度与尾矿流的速度差值有关.试验还发现,矿物流的横截面速度与其回收率之同具有直线关系.浮选柱的固体最大负载量约为10 g/(min·cm2).     

西澳某褐铁矿石的矿物学特性及浮选实验研究

在矿石工艺矿物学研究的基础上,通过反浮选实验研究,确定了西澳某褐铁矿的最佳选矿工艺流程及工艺指标。工艺矿物学研究表明,该铁矿石品位较高,其铁的质量分数为55.91%,磁性率为0.4%;矿石中的铁主要分布在褐铁矿中,其分布率达到98.8%。浮选实验研究表明,采用十二胺反浮选能够取得较好的选别效果:在磨矿细度小于0.074 mm颗粒量占64.88%,矿浆浓度17%,矿浆温度23℃,十二胺用量600 g/t,苛性淀粉用量1 500 g/t的中性介质条件下,经过一段粗选反浮选后,可获得铁质量分数为58.01%、回收率为83.83%、SiO2质量分数为2.78%的反浮选精矿。     

新型捕收剂DWD-3用于司家营 一期混磁精反浮选脱硅

铁矿选矿厂使用脂肪酸类阴离子捕收剂反浮选铁矿物,存在捕收剂用量大、所需浮选温度高、浮选指标差等问题。东北大学研发了一种新型酰胺基羧酸捕收剂DWD-3,并应用于司家营混磁精反浮选脱硅。实验室试验结果表明,在浮选温度为25 ℃,粗选矿浆pH=11.5、DWD-3用量为400 g/t、CaCl2用量为400 g/t、玉米淀粉用量为 1 000 g/t时,经1粗1精3扫闭路反浮选,能获得精矿铁品位66.48%、回收率80.32%,尾矿铁品位16.35%的指标。以捕收剂DWD-3代替现场捕收剂GK-68可使浮选温度由40 ℃降至25 ℃,并且精矿铁品位提高了0.39个百分点、回收率提高了2.23个百分点,尾矿铁品位降低了1.57个百分点。对浮选产品分析表明,精矿中存在20 μm以下的紧密连生体;尾矿中有大量较大颗粒连生体,且连生体中铁矿物与脉石部分相互浸染连生,是尾矿铁品位较高的原因。     

某锂瓷石矿选矿厂工艺流程改造实践

某锂瓷石矿选矿厂原工艺流程存在磨矿给矿粒度粗、分级效率差、磁选后矿浆过滤效率低、长石粉产品白度偏低等问题。在分析矿石性质的基础上,通过改变破碎流程为两段一闭路,增加复振筛分级、强磁选除铁,过滤前增加水力旋流器浓缩进行选矿工艺流程改造。生产实践表明,改造后选矿工艺流程处理能力达到设计要求的10万t/a,锂云母精矿中Li2O品位由2. 62%提高到3. 00%,回收率由66. 65%提高到71. 58%,长石粉白度由56. 00%提高到63. 00%,生产指标明显改善,可为类似选矿厂改造提供技术参考。     

甘肃某细鳞片石墨矿选矿试验研究

甘肃某石墨矿属于鳞片石墨矿石,原矿固定碳含量较低,为4.48%,石墨鳞片较小。对该地区细鳞片石墨矿进行选矿试验研究,得出适宜的粗选条件为:粗磨磨矿细度为-0.074mm占63.52%、浮选浓度为27%、煤油用量为640g/t、2#油用量为110g/t、生石灰用量为2500g/t(即矿浆pH=9),粗精矿采用五次再磨六次精选流程进行开路试验、闭路试验,最终获得石墨精矿固定碳含量为95.70%,回收率为71.78%的选别指标,为该地区石墨资源的开发利用提供了技术依据。     

研山铁矿综合尾矿再选试验及生产实践

研山铁矿综合尾矿铁品位为9.14%，磁性铁分布率为20.13%、赤褐铁分布率为55.91%，铁矿物主要富集在微细粒级，其次是粗粒级。为充分利用选矿厂闲置的原反浮选尾矿选铁系统回收综合尾矿中的铁矿物，进行了选矿试验。结果表明，试样经强磁选预富集—磨矿—弱磁选—1粗1精1扫反浮选流程处理，在高梯度强磁选背景磁感应强度为0.72 T，磨矿细度为-74 μm占90%，弱磁选磁场强度为238 kA/m，反浮选粗选pH调整剂NaOH用量为1 300 g/t（pH=11.5）、抑制剂苛化淀粉用量为840 g/t、活化剂CaO用量为687.5 g/t、捕收剂GK68用量为1 800 g/t，精选GK68用量为900 g/t情况下，可获得铁品位为69.84%、回收率为4.13%的优质铁精矿。改造后的生产实践表明，采用盘式磁选回收机预富集—一段闭路磨矿—浓缩磁选—二段闭路磨矿—弱磁选抛尾—1粗1精3扫闭路反浮选流程处理选矿厂综合尾矿，每年可产出铁品位超过69%的铁精粉约5.5万t，可为企业增加利润1 750万元/a。