硫铁矿烧渣回收铁精矿浮选工艺研究

研究了用反浮选从硫铁矿烧渣中回收铁精矿的工艺流程,用淀粉作抑制剂（400g/t）、十二胺作捕收剂[（200＋80＋100＋80）g/t],在矿浆温度45℃、浮选浓度17%的条件下,经一次粗选、三次精选可得到品位63.78%、回收率63.24%的铁精矿.三精尾矿返回一次精选作业,其余中矿不返回,直接抛尾.     

某铁矿强磁尾矿反浮选回收试验研究

针对我国西部某铁矿强磁选尾矿进行了反浮选回收铁资源的试验研究, 探讨了pH值、抑制剂可溶性淀粉用量、阳离子捕收剂十二胺用量对浮选指标的影响。结果表明, 在矿浆pH=10、可溶性淀粉用量2 400 g/t、十二胺用量400 g/t条件下进行一粗一精(精选药剂用量减半)闭路反浮选, 可获得铁品位43.88%、回收率50.93%的铁精矿产品。     

云南某难选赤铁矿选矿试验

为给云南某难选赤铁矿的开发利用提供技术依据,在对矿石进行工艺矿物学性质研究的基础上,采用先正浮选再反浮选的流程进行选矿试验研究。试验结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm 90%,正浮选分散剂Na₂CO₃用量为3 000 g/t、捕收剂（氧化石蜡皂与塔尔油用量比为1∶1）用量为700 g/t,反浮选抑制剂淀粉用量为1 200 g/t、活化剂CaO用量为1 200 g/t、捕收剂RA-715用量为400 g/t、NaOH调整pH值为11.5的情况下,采用1粗1扫的正浮选与1粗1精3扫的反浮、中矿顺序返回的联合流程,最终可获得铁品位为60.50%,铁回收率为80.95%的铁精矿。     

某菱镁矿反浮选试验研究

辽宁某菱镁矿石主要有用矿物为菱镁矿,其次为石英和白云石。对该菱镁矿石进行反浮选脱硅试验,结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm占100%、Na₂CO₃用量为1 500 g/t、十二胺用量为300 g/t、2#油用量为80 g/t时粗选指标最佳。在最佳试验条件下采用1粗1精反浮选工艺流程处理该矿石,获得了MgO品位为47.42%,SiO₂含量为0.24%的精矿。     

江西某钨锡重选尾矿综合回收石英和长石试验研究

针对江西某钨锡重选尾矿中石英、长石、云母含量高的特点,试验采用磨矿—磁选除铁—脱泥—云母浮选—石英与长石浮选分离的无氟少酸工艺综合回收石英和长石。在试样磨矿细度?0.074 mm含量占73.20%、磁场强度为1.0 T条件下进行磁选除铁,非磁性产品采用静置—虹吸方法脱去?0.020 mm细泥。磨矿—磁选—脱泥等预处理后的样品采用碳酸钠调整矿浆pH=10.5、捕收剂YF-1用量240 g/t 和十二胺用量80 g/t 联合浮选云母。对云母浮选尾矿以Ba2+用量120 g/t活化石英、YF-2用量250 g/t 抑制长石、捕收剂YF-1用量250 g/t 进行石英与长石的浮选分离。石英浮选尾矿即为长石精矿 ,石英精矿通过酸法反浮选长石工艺得到石英精矿和长石副产品。试验获得石英精矿产率25.30%,SiO₂含量99.20%,石英矿物回收率50%;长石精矿产率22.69%,K₂O+Na₂O含量13.16%,长石副产品产率7.68%,K₂O+Na₂O含量9.23%,长石矿物总回收率约79%;云母精矿产率14.50%,K₂O含量7.65%,Na₂O含量1.65%,Al₂O₃ 含量16.40%,云母矿物回收率85%。      

褐铁矿反浮选脱硅新工艺试验研究

试验针对广东某褐铁矿矿石共生关系简单的特点,采用强化矿浆分散阳离子反浮选脱硅新工艺,即采用碳酸钠用量为1250g／t和水玻璃用量为600g／t实现矿浆的强化分散。在磨矿细度为80％-0．074mm、十二胺用量200g／t、浮选时间18min的条件下,选别该褐铁矿石获得铁精矿铁品位为59．25％、全铁回收率为83．42％的较好指标。     

镜铁山周边某微细粒磁铁矿选矿工艺研究

对酒钢镜铁山周边某微细粒磁铁矿进行了选矿工艺研究。采用Na₂CO₃+NaOH调整矿浆pH值为11, 以六偏磷酸钠分散矿浆, 添加腐植酸钠进行选择性絮凝磁选, 可获得铁精矿品位63.31%、回收率79.45%, 精矿品位比常规磁选提高了1.77个百分点, 回收率提高了3.36个百分点。     

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。     

福建某银矿选矿工艺流程试验研究

根据某银矿的矿石性质,提出浮选-摇床重选的处理工艺,采用Na₂CO₃调浆、BK-301+LP-02混合捕收剂浮选工艺,可使银精矿品位达到1 210.00 g/t,回收率达到64.52%;采用摇床重选工艺处理浮选尾矿,可使银的总回收率提高3.93%,达到68.45%。     

采用磷灰石新型常温捕收剂DJX-6优化某铁尾矿中磷的回收工艺

河北柏泉铁矿磁选尾矿粒度较粗,-0.074 mm粒级产率为30.76%,有用矿物磷灰石主要富集在细粒级中,且解离度较低,现场在矿浆温度为37 ℃情况下,以氧化石蜡皂+脂肪酸+MES为捕收剂,采用1粗3精1扫、中矿顺序返回闭路流程选磷,获得了P₂O₅品位和回收率分别约为33%和85%的磷精矿。为了解决现场浮磷需要加温且精矿指标不理想的问题,采用东北大学相关课题组研制的新型常温浮磷捕收剂DJX-6进行了选磷试验,结果表明,试样在磨矿细度为-0.074 mm占60%,浮选矿浆温度为20 ℃、pH=10（Na₂CO₃用量为400 g/t）,水玻璃用量为200 g/t,DJX-6用量为400 g/t的情况下,采用1粗3精1扫闭路流程处理,最终获得P₂O₅品位为33.30%、P2O5回收率为93.36%的磷精矿。与现场相比,不仅药剂用量大幅度降低、浮选矿浆无需加温,而且磷精矿P₂O₅回收率从85%左右提高至93.36%,因此,现场浮磷改用DJX-6为捕收剂将取消配套加温系统,大幅度降低能源成本,增加精矿产量,为企业创造显著的经济效益。     

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%。     

青海某金矿浮选药剂制度改进及生产实践

采用碳酸钠作为矿浆p H调整剂和矿泥分散剂,选用对金载体矿物作用明显的新型调整剂T_9及新型活化剂L_1,同时选用对金氧化矿作用明显的捕收剂L_4,使金的浮选回收率由62.19%提高至82.83%,金精矿品位由23.63 g/t提高至33.95 g/t,取得较好的经济效益。     

新型Gemini含酯基阳离子捕收剂的浮选性能

以环氧氯丙烷、十二烷基二甲基叔胺及丁二酸为原料合成新型Gemini含酯基阳离子表面活性剂M-302B。以M-302B为捕收剂对石英和磁铁矿纯矿物进行浮选试验表明M-302B可用于石英和磁铁矿的浮选分离。以M-302B为捕收剂对酒钢选矿厂焙烧—磁选后的精矿进行浮选试验,结果表明,在矿浆p H=7、温度为25℃、苛性淀粉用量为400 g/t、M-302B用量为400 g/t条件下,可得到精矿铁品位为60.24%、回收率为82.19%,选矿效率为31.13%的指标。M-302B与十二胺浮选性能对比试验表明,相较于十二胺,M-302B捕收能力强、耐低温且产生泡沫易被消除。ζ电位测试和红外光谱分析表明,M-302B在石英表面的吸附机理主要为物理吸附和氢键作用。量子化学计算表明M-302B活性高于十二胺。     

某复杂难选低品位锂辉石矿综合回收工艺

根据矿石性质研究某锂辉石矿产资源高效综合利用的工艺流程。采用硫酸作pH调整剂,十二胺作捕收剂优先浮选云母,以NaOH作调整剂、CaCl2作活化剂,油酸作捕收剂浮选锂辉石矿物,浮选粗精矿经再磨后以Na2CO3为调整剂精选,获得含Li2O 6.04%、回收率76.77%的锂辉石精矿和纯度较高的云母精矿。     

利用某铁精矿制备高品质超级铁精矿

为得到高品质超级铁精矿,对某铁精矿进行了“磨矿—磁选—浮选”的选矿试验研究。结果表明,采用立磨机磨矿,在磨矿细度为-0.037mm占95%,磁场强度为62.4kA/m下进行磁选,并对磁选精矿在碳酸钠用量为2000g/t、高温苛化淀粉用量为200g/t、酸化十二胺用量为120g/t条件下进行浮选,最终可获得产率为49.50%,铁品位为72.24%,二氧化硅含量为0.08%,其它杂质微量的高品质超级铁精矿。     

浮选方法提高三水铝石铝硅比的研究

以印尼的三水铝石型铝土矿为原料,氧化石蜡皂和塔尔油作为捕收剂,碳酸钠、水玻璃、六偏磷酸钠等作为调整剂,通过磨矿细度、捕收剂和调整剂用量、浮选浓度等多因素条件试验,探讨正浮选方法提高三水铝石铝硅比的影响因素和适宜工艺条件。试验结果表明,当磨矿细度75％-200目时,碳酸钠用量4 000 g／t、水玻璃2kg／t、六偏磷酸钠250 g／t、捕收剂用量700 g／t、浮选矿浆浓度28．57％,精矿回收率达到63．49％,精矿铝硅比达到11．18。     

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。     

Utilization of humic acid as a depressant for hematite in the reverse flotation of iron ore

In the present work the utilization of humic acid as a depressant for hematite in the iron ore flotation process was studied taking into consideration its physicochemical properties. Contact angle measurements of hematite and quartz were performed using a computer controlled Ramé-Hart goniometer. After conditioning with humic acid at pH 10.2, at low dodecylamine concentrations, hematite presented a much lower contact angle as compared to that of quartz under the same conditions.Microflotation tests were carried out using an EMDEE flotation apparatus. Initially, the two minerals were studied individually. The results showed that, depending of the humic acid and dodecylamine concentrations, the floatability of quartz was higher than 90% and 61% of the hematite was depressed. The flotation of the mixture of the two minerals (25% quartz and 75% hematite) was subsequently studied. The hematite recovery was higher than 90% in the depressed concentrate which assayed 86.0% Fe₂O₃. The results suggest that humic acid could be used as an alternative for starch in the iron ore flotation process.