瓮福磷矿a矿层矿石工业类型判定新方法研究

贵州省瓮福地区磷矿的矿石工业类型主要有碳酸盐型和混合型，根据组合样测试结果求得矿石中脉石矿物的碳酸盐类矿物含量来进行确定。以往勘查经验认为，a矿层的工业类型主要为混合型磷块岩矿石，属于较难选矿石，经济价值较低。笔者在该区大湾磷矿勘探过程中发现，a矿层有易选矿石碳酸盐型磷块岩矿石存在。因此，通过改进矿石工业类型的判定方法，区分出a矿层中的碳酸盐型磷块岩矿石尤为重要。通过统计分析以往组合样测试结果发现，磷块岩矿石中脉石矿物的碳酸盐类矿物含量与酸不溶物含量（H·P）呈负相关关系，通过求解其回归方程得到临界值为7.60%。以大湾磷矿区作为研究对象进行试验，以a矿层酸不溶物（H·P）含量>7.60%的连续样品组合为一个样，酸不溶物（H·P）含量<7.60%的连续样品组合为一个样进行测试。测试结果与回归方程吻合，当酸不溶物（H·P）含量>7.60%时，矿石为混合型；当酸不溶物（H·P）含量<7.60%时，矿石为碳酸盐型。以该试验用组合样组合方法可以区分出钻孔中a矿层碳酸盐型磷块岩矿石及其分布情况，进而根据钻孔柱状对比图对比分析得出a矿层能够圈出碳酸盐型矿石的矿体，且可以进行...     

机械搅拌预处理强化锂辉石和硅酸盐矿物浮选分离的研究

通过搅拌和浮选试验、电感耦合等离子体光谱（ICP-AES）检测分析，研究了锂辉石和硅酸盐矿物在不同机械搅拌预处理条件下，矿物表面组分溶出行为和浮选行为。结果表明，随着搅拌转速的提高和搅拌时间的延长，锂辉石浮选回收率提高，长石与石英回收率基本不变，人工混合矿浮选分离效率得到显著提高。锂辉石表面Si组分的溶出量＞长石＞石英，且锂辉石表面Si组分的溶出量大于Li和Al。预处理后锂辉石浮选速率常数与其表面Si组分的相对溶出速率成正比，其表面Si组分溶出速率是决定其浮选速率的关键。锂辉石矿物表面Si组分大量溶出，导致表面Al和Li组分相对含量增加，促进了油酸根在表面的吸附，提高了锂辉石的浮选回收率。     

新药剂MG反浮选铁矿中含硅、硫杂质的研究

西部铜业巴彦淖尔铁矿磁选铁精矿Fe品位较低、含硫高、铁矿物嵌布粒度较细、脉石矿物主要为含铁硅酸盐。试验选取新药剂MG为捕收剂,采用常温阴离子反浮选的工艺流程,试验研究达到了良好的分选指标,精矿TFe品位达68.55%,回收率达94.2%,SiO2含量从7.19%降到1.85%,S从0.49%降到0.22%,实现了提质降杂的目标。     

一种组合抑制剂在光卤石正浮选中的使用效果

青海格尔木盐湖地区在采用冷分解—正浮选工艺从高钙低钾光卤石地表矿生产氯化钾产品的过程中,以单一羧甲基纤维素钠(CMC)作为浮选工序的抑制剂,存在水不溶物得不到充分抑制,产品质量差,KCl回收率也低的问题。为此,将1种阳离子聚胺类药剂W与CMC组成组合抑制剂,比较了其与单一CMC在格尔木盐湖地区高钙低钾光卤石地表矿冷分解产物浮选过程中的使用效果。试验结果显示:采用单一CMC时,1粗1扫所得浮选粗精矿的平均KCl含量为53.41%、平均水不溶物含量为4.98%、平均KCl回收率为93.50%,水不溶物的平均抑制率为73.46%;而采用CMC+W组合抑制剂时,所得浮选粗精矿的平均KCl含量为57.86%、平均水不溶物含量为2.84%、平均KCl回收率为95.53%,水不溶物的平均抑制率为85.82%。两者相比,后者的水不溶物抑制率提高了12.36个百分点,同时所获浮选粗精矿的KCl含量和回收率分别提高了4.45和2.03个百分点,从而证明了后者不仅具有更强的抑制能力,而且具有更好的选择性。     

氟化钠在铝硅酸锌矿石物浮选新工艺试验研究

在季铵盐捕收剂体系中，氟化钠活化了层状硅酸盐矿物高岭石、伊利石和叶蜡石的浮选，而对一水硬铝石的浮选没有影响，可以作为铝土矿反浮选的有效调整剂。氟化钠在矿物表面上发生特性吸附作用，显著降低硅酸盐矿物的Zeta电位，而对一水硬铝石的电位影响不大。AES研究表明，氟离子扩散至硅酸盐矿物颗粒内部，使得其在硅酸盐矿物颗粒上的吸附量很高，而只在一水硬铝石表面发生较低量的吸附。氟离子在硅酸盐矿物颗粒的表面和内部的高吸附量显著降低矿物的动电位，增强捕收剂与矿物的静电作用，从而起到活化作用。     

用傅里叶变换红外内反射光谱法分析半溶盐类矿物对羧酸盐的吸附

浮选化学家长期以来都在研究半溶盐类矿物吸附羧酸盐捕收剂的机理，尤其是羧酸盐的吸附密度、吸附动力学、吸附形式（化学吸附、物理吸附）、定向以及构型。因为这种现象对矿物表面流水状态的确定很重要，所以进行就地表面光谱研究当然是合理的。而就地测量通常是难以进行的。然而，20世纪80年代后期开始，研究出了傅里叶变换红外光谱技术（FTIR），它可以获得在半溶盐浮选体系中许多羧酸盐吸附的详细信息。本文对单晶内反射元件的内反射光谱法用于半溶盐浮选体系中的相关情况进行了评述。     

印度拉杰普拉-达里巴矿首选浮选柱

印度斯坦锌有限公司所属的拉杰普拉-达里巴(RD)矿铅锌浮选厂有3个平行的处理能力为800t/d的浮选系列,所生产的最终锌精矿不溶物含量高,不受冶炼厂欢迎。为了将不溶物降低到可接受的范围,该公司用浮选柱取代了精选回路中的普通机械浮选机。首先用76mm浮选柱在选厂进行在线半工业试验,结果表明,可将锌精矿中的不溶物含量从原来的7%～8%降低到2%～4%,锌品位从48%～50%提高到52%～55%,而回收率不降低。采用数据平衡和过失误差(RAGE)软件对实验资料作了筛选并评估了流量。采用COLSIM软件,将平衡过的数据资料对浮选柱进行按比例放大。该软件…     

某鲕状赤铁矿矿石反浮选试验研究

本文介绍了某鲕状赤铁矿矿石的性质和浮选试验研究结果.矿石全铁含量为43.25%;矿物成分以隐晶质赤铁矿为主,占60%,石英占26%,长石占7%,其余为黏土矿物和碳酸盐矿物等;矿石为豆粒一鲕粒构造;矿石结构以隐晶质结构为主,部分隐晶质赤铁矿重结晶为傲晶赤铁矿;隐晶质赤铁矿组成豆簟粒的主要成分,呈同心层纹状嵌布,另一部分作为基质中的胶结物胶结豆、鲕粒赤铁矿和石英、长石碎屑.浮选试验结果说明,在不进行预先脱泥的情况下,采用经过优化的药剂制度,以油酸和煤油混合物为捕收剂进行反浮选,铁精矿品位和回收串分别达到了57%和76%以上.     

对天然碱工业中反浮选工艺的评价

天然碱(倍半碳酸钠,Na2CO3·NaHCO3·H2O)经常与不溶的脉石矿物(如白云石、页岩、黏土和石英)共生.当天然碱矿石含有大量不溶的杂质时,应该在热盐水溶解前除去这些不溶的脉石矿物.开发了一种新的反浮选天然碱矿石中不溶脉石矿物的工艺,以获得天然碱精矿.犹他大学实验室浮选试验结果表明,用浮选工艺可以除去天然碱矿石中的不溶脉石矿物,获得纯度为99%,回收率为90%的天然碱精矿.为了获得高的分离效率,考查了一些浮选操作参数(胺类捕收剂烃链长度、给矿粒度、浮选矿浆固体浓度和浮选时间)对天然碱浮选结果的影响.本文列举了分批浮选结果,讨论了操作参数对浮选效率的影响,证明了反浮选法在天然碱工业中的潜在应用前景.     

镍黄铁矿与长石的相互作用及其对它们浮选分离的影响

在用优先浮选分离南非Merensky矿石中的铂族金属和贱金属与硅酸盐脉石时，铂族金属和贱金属的损失较大。进入精矿中的主要硅酸盐脉石矿物是辉石和长石，另外一类脉石矿物是滑石和绿泥石。大量的这类矿物进入精矿中，使得精矿品位降低，因而增加了精矿运输和冶炼费用。长石是天然亲水矿物，它的浮选需要活化。本工作研究了捕收剂（异丁基钠黄药）的吸附、硫酸铜活化和离子在矿物表面上的分布对这种矿石浮选选择性的影响。研究了在合成镍黄铁矿、天然长石和1：1的矿物混合物表面上可能发生的化学反应。在所研究的pH范围内，Zeta电位测定和ToF-SIMS分析结果表明，在镍黄铁矿表面上有黄原酸离子和铜离子存在时，黄原酸离子不吸附在长石表面上。可用不同铜组分和黄原酸组分之间的反应，以及在不同pH范围内矿物的Zeta电位来解释这些试验结果。     

白云鄂博深部稀土尾矿的工艺矿物学

为合理开发和利用白云鄂博的稀土尾矿中的萤石资源,对该矿的稀土尾矿进行工艺矿物学研究。通过化学分析、物相分析、扫描电子显微镜等检测手段对该矿石进行系统的工艺矿物学研究。结果表明,该矿石稀土尾矿中萤石含量为26.6%,铁矿物含量高达16.4%,硅酸盐矿物霓辉石、钠闪石和黑云母含量共计19.9%,碳酸盐矿物白云石、方解石含量共计15.7%,稀土矿物含量有3.9%。稀土尾矿原矿中萤石矿物的单体解离度为76.50%,萤石矿物与铁矿物、碳酸盐矿物、硅酸盐矿物以及稀土矿物大量连生,经过磨矿后稀土尾矿中萤石矿物的单体解离度92.38%。此研究结果为该矿的稀土尾矿中的萤石资源的合理开发利用提供重要依据。     

行洛坑钨矿配合物捕收剂黑白钨混合浮选新工艺生产实践#br#

宁化行洛坑钨矿黑白钨矿与含钙脉石矿物和硅酸盐矿物紧密共生,而传统的“GY法”浮选工艺中脂肪酸的使用严重制约了钨精矿品位的提高。研究了苯甲羟肟酸铅（Pb-BHA）金属-有机配合物捕收剂在行洛坑钨矿的应用,并依据矿石性质设计开发出“GY法粗选-离心机预精选-配合物法精选”的新工艺流程。新工艺在粗选段使用“GY法”浮选流程,确保钨粗选取得较高的回收率;而后粗精矿进入离心机初步富集钨精矿,将微细粒的含钙脉石矿物脱除;最后离心机精矿进入配合物浮选工艺流程中,采用基于配合物捕收剂的黑白钨常温混合浮选工艺进一步提升精矿品位,获得高品位钨精矿。实验室小型试验结果表明,配合物捕收剂对黑白钨矿具有极强的选择性,经过2粗2扫的闭路浮选流程,可以获得WO₃品位为40.22%的钨精矿、回收率为98.43%,且精矿中萤石和方解石等含钙脉石矿物含量极低。工业试验结果表明,新工艺可以在原矿WO₃品位为0.16%的情况下,获得最终WO₃品位为40.72%、综合回收率达到80%以上的钨精矿,取得良好的工业生产指标。宁化行洛坑钨矿配合物捕收剂浮选新工艺生产实践为钨资源的高效、清洁、综合利用提供了技术支撑。     

贵州织金硅质及硅酸盐型磷块岩工艺矿物学研究

利用偏光显微镜、MLA(Mineral Liberation Analyser)系统、能谱仪等设备对贵州织金硅质及硅酸盐型磷块岩进行了系统的工艺矿物学研究,查明矿石的矿物组成、结构构造、基本参数及主要矿物的特征。该磷块岩中主要脉石矿物为玉髓,选矿需要脱除较多的玉髓才能达到精矿指标,其次该样品硅酸盐矿物含量较高,还要脱除部分硅酸盐矿物,以减小其对后续湿法磷酸过程中的不利影响。矿样中胶磷矿主要为团粒状、凝胶状、碎屑状结构,和脉石矿物嵌布紧密、杂乱,且胶磷矿、石英、玉髓均属细粒嵌布,需要细磨才能使胶磷矿和脉石矿物较多的解离。磨矿至细度为-75μm占99.41%,胶磷矿的单体解离度为72.88%,解离情况不理想,而且细磨使-30μm粒级产率大大增高,造成次生泥化现象,降低了浮选药剂的选择性,增加了选矿的难度。该矿样难以通过磨矿的方法使有用矿物和脉石矿物较多的解离,故通过浮选的方法难以达到理想的、经济的选别指标。建议将该类型的矿石和其他类型的矿石进行配矿使用,以达到资源的综合利用。     

电位控制用于硫化矿物和贵金属浮选

本文提出一种基于使用浮选气体（空气、氮等）的方法用于电位控制浮选。以复杂硫化矿物和两种金矿为例。用这种控制方法，在整个浮选阶段电位可在２－５ｍＶ之间保持恒定。与不控制电位相比较，在控制电位的条件下从复杂矿浮选铜矿物的选择性显著提高。在低电位下硫化矿物回收率很低的而在由过量充气产生的高电位下选择性也不好。大约０ｍＶ（相对于ＳＨＥ）选择性最大。在金矿浮选中，用电位控制可使铁和砷化矿物例如黄铁矿和砷黄铁     

非洲某高钙镁铜钴矿工艺矿物学研究

以非洲某高钙镁铜钴矿为研究对象,采用多种分析检测方法进行工艺矿物学研究,为该铜钴矿的开发利用提供参考数据。查明矿石中铜和钴的含量分别为5.40%和0.062%,为主要回收元素。矿石中钙镁含量较高,分别为镁含量8.55%、钙含量7.05%。矿石中铜、钴的硫化率分别为93.25%和75.81%,钴的硫化率相对较低。矿石中铜矿物主要为黄铜矿及斑铜矿,钴矿物主要为硫铜钴矿及辉砷钴矿,脉石矿物主要为白云石及石英。硫化铜矿物粒度分布不均匀,以中粒为主;硫铜钴矿及辉砷钴矿均以细粒为主。矿石中镁除了以白云石形式存在外,还有相当部分以镁质层状硅酸盐矿物形式存在,在浮选过程中易富集于浮选精矿,造成精矿中镁超标。根据矿石性质,在制定选矿工艺时需考虑硫化铜矿物、钴矿物的嵌布粒度差别,矿石中钴的较高氧化率对钴回收的影响,含镁矿物对浮选产品指标的影响,在保证精矿品质的情况下,同时实现铜和钴较高的回收率。     

用低硅铁尾矿制备贝利特水泥

以湖北某地铁尾矿为主要原料进行了制备贝利特水泥的研究,考察了原料配比、煅烧温度和活化剂石膏掺量对水泥熟料性能的影响。结果表明：以质量分数为30.90%的铁尾矿和69.10%的石灰石为原料,在1 350 ℃煅烧1 h,再添加相当于熟料质量0.60%的活化剂石膏,制得的贝利特水泥3、28 d的强度指标达到了PI42.5R水泥的要求,且其主要矿物种类与传统硅酸盐水泥相一致,但贝利特矿物的含量明显超过传统的硅酸盐水泥。     

螯合活化剂对石青、水胆矾、砷钙铜矿及硅孔雀石浮选活化的研究

对不同类型的四种氧化铜矿物：碳酸盐石青（２ＣｎＣＯ＿３·Ｃｕ（ＯＨ）＿２）、硫酸盐水胆矾（ＣｕＳＯ＿４·３Ｃｕ（ＯＨ）＿２）、砷酸盐砷钙铜矿（２（ＣｕＣａＡｓＯ＿４·（ＣｕＣａ）（ＯＨ）＿２·１／２Ｈ＿２Ｏ）及硅酸盐硅孔雀石（ＣｕＳｉＯ＿３·２Ｈ＿２Ｏ），进行了分别使用Ｄ＿２药剂（２、５──二硫酚──１、３、４──硫代二唑）及硫化钠作活化剂，黄药作捕收剂的单矿物浮选试验。研究了不同类型氧化铜矿物的浮选行为，Ｄ＿２药剂的作用规律及适用范围。适当介质ｐＨ范围内，Ｄ＿２对黄药浮选四种铜矿物，均有明显活化效果。但除石青、水胆矾外，硫化钠对黄药浮选砷钙铜矿及硅孔雀石均不产生活化作用，反而会抑制硅孔雀石浮游。     

关宝山浮选尾矿工艺矿物学研究

为实现关宝山浮选尾矿的回收利用,采用MLA系统对试样进行了工艺矿物学研究。结果表明,试样中磁（赤）铁矿、菱铁矿和褐铁矿的含量分别为23.27%、7.04%和2.14%,为主要含铁矿物,其中铁分布率分别为79.13%、14.12%和5.91%,主要脉石矿物为石英,含量为66.53%;3种铁矿物的粒度分布极细,脉石矿物的粒度较细;试样中的铁矿物和脉石矿物均存在相当数量的单体,但更多的是连生体,且连生关系密切。该研究结果可作为该铁尾矿资源综合利用的依据。     

羊拉铜矿尾矿资源二次利用选矿试验研究

羊拉铜矿尾矿中含铜0.22%、含铁15.31%,为了能够提高资源的综合利用率,现对该尾矿中的铜、铁进行二次回收利用。尾矿中铜主要以硫化铜矿物为主,铁主要以硅酸铁矿物为主,分布率高达58%,磁铁矿等强磁性矿物含量较低。因此,在保证经济和技术的条件下,试验采用了浮选—磁选联合流程对该尾矿中的铜铁资源进行再回收利用。最终采用浮选流程获得了铜品位为1.43%、回收率为30%左右的较好指标,为后续的工艺提供了原料。再对浮选尾矿进行一段弱磁选,得到铁品位为60.87%,回收率为6.47%的铁精矿产品,为企业增加了额外的经济效益。     

山西某斑岩型金矿工艺矿物学特性

为高效充分利用山西某斑岩型金矿资源,采用矿物定量分析仪(MLA)、光学显微镜、电子显微镜(电镜)等测试手段进行工艺矿物学特性研究。主要开展原矿矿块和-0.074 mm含量占60%细度浮选给矿的详尽矿物学研究。结果表明,金矿物产出形式主要为含银自然金、银金矿、自然金,主要金属矿物为黄铁矿、闪锌矿、方铅矿和微量黄铜矿,金属矿物总量少,达不到可回收边界工业品位,脉石矿物主要为长石、石英、白云母等硅酸盐矿物。对金的化学物相、金在矿样中的嵌布特征和嵌布粒度的配分测试,并评价重选、浸出、浮选三种选冶方法的可回收性,确定采用浮选的工艺回收效果较佳,金浮选理论回收率约93.78%。