选择性疏水絮凝浮选法分离微细粒菱锰矿,绿泥石,石英的研究

本文介绍了采用选择性疏水絮凝浮选法时,微细粒菱锰矿、绿泥石、石英上浮率控制条件的研究情况,详细阐述了模拟我国某些矿区矿泥、矿物组成的混合矿,采用选择性絮凝浮选法分离菱锰矿,绿泥石及石英的试验条件和结果,并研究和分析了菱锰矿疏水絮凝浮选法的机理,指出采用选择性絮凝浮选法处理碳酸锰矿泥,是一种较为有效的方法,值得进一步研究。     

伟晶岩型锂辉石矿浮选研究综述

基于对伟晶岩型锂辉石矿资源现状,锂辉石矿中主要组成矿物的理化性质与可浮性,锂辉石矿浮选基础研究和工艺现状的分析和总结,指出了伟晶岩型锂辉石矿浮选过程中的主要影响因素及所面临的主要问题。主要影响因素包括:磨矿细度、矿泥及易浮杂质、水质影响、搅拌强度、温度影响和合理用药;所面临的主要问题表现在:锂辉石矿中主要矿物浮选行为的研究有待加强、浮选捕收剂的捕收性和浮选分离抑制剂的选择性有待进一步提高、矿泥的浮选行为及其对锂辉石浮选行为的影响以及矿泥高效处置技术的研究有待加强、高海拔地区锂辉石矿浮选行为及其影响因素有待加强研究。提出锂辉石矿浮选应着重对锂辉石浮选动力学、锂辉石浮选药剂构效关系、泥质矿物浮选行为及对锂辉石浮选行为影响等方面的研究。     

细粒锡石选择性絮凝的研究

选择性絮凝是分选细粒矿物的一种新工艺.目前已经证明,许多矿物体系例如赤铁矿/石英、方铅矿/石英、黄铁矿/石英、闪锌矿/石英、方铅矿/方解石、孔雀石/白云石等,均可用这种工艺加以分选.而对于细粒锡石的选择性絮凝工艺,国外文献报道的很少. 本文即介绍以水解的聚丙稀酰胺作絮凝剂,研究锡石及其共生矿物的絮凝及分散条件、寻找各矿物在絮凝及分散特性上的差异、以便为选择性絮凝锡石矿泥探觅途径.     

西藏某铜钼矿浮选分离小型试验研究

西藏某铜钼矿矿石性质复杂多变,常常伴生有黄铁矿、方铅矿、闪锌矿,并且矿石矿泥含量波动较大。采用黄药作为捕收剂进行混合浮选能够取得较好的铜钼混合浮选指标,但在铜钼分离工艺流程难以实现有效的铜钼分离,尤其是黄铁矿、大量矿泥的进入往往造成钼精矿不合格。在铜钼分离过程中采用多种手段抑制黄铁矿、分散矿泥无果的情况下[1-6],为解决此问题,技术组采用煤油、丁基黄药对铜钼矿进行捕收的混合浮选工艺,在混合浮选目的矿物回收率指标不受影响的同时,铜钼分离指标得以明显改善。小型试验钼精矿钼品位由41.02%提升到49.12%。     

选矿中絮凝剂的应用

随着选择性絮凝工艺的发展和应用,絮凝剂在矿泥或者处理胶体矿物、细粒或极细嵌布的矿石等选矿过程中得到了应用,获得了满意的效果。文章论述了絮凝剂的种类、分类和絮凝机理,总结了其在选矿中的主要应用方向。     

重力因素在矿泥选择性絮凝中的作用

在实际应用选择性絮凝工艺处理负20微米的氧化矿泥中,采用高分子聚合物长分子链(三维空间)的桥联作用而产生的絮团物,夹杂的杂质甚多,达不到选择性絮凝的目的。如果采用矿泥分散沉降法,即利用矿物比重比脉石大、粒度粗等重力因素,加上分散剂的电解质作用,而得到的凝聚沉降物,夹杂的机械杂质相对就要少一些。例     

澜沧铅矿老厂选矿厂旧尾矿综合利用的设想

针对澜沧铅矿老厂选厂旧尾矿氧化矿为主,粒度细、含泥高、矿物组成复杂等特点,采用细磨,在高效浓密机中选择性絮凝铅、银等金属矿物,脱微细粒级(3～2μm)矿泥,新药剂浮选以及采用小口径旋流器组预先脱泥,用离心机、横向皮带溜槽、刻槽摇床重选等新工艺综合回收铅、银、金、锌,回收率均可达45～50％。     

低品位多金属铜钴镍矿的开发与研究

为了给某低品位铜钴镍矿石的合理开发利用提供依据,针对该矿石性质,采用全优先浮选工艺流程。浮铜采用CMC纤维素分散并抑制矿泥、漂白粉抑制钴镍矿物及磁黄铁矿、选择性较好的甲基硫氨酯为铜捕收剂、铜粗精矿再磨等工艺;浮钴镍采用碳酸钠调整矿浆p H值、氟硅酸钠活化钴镍矿物、丁基黄药＋C－125为钴镍矿物捕收剂等工艺实验;实验获得含铜18．32％,铜回收率64．27％的铜精矿;含钴0．577％,含镍1．68％,钴回收率54.35％,镍回收率55．28％的钴精矿。此外,还得到含硫38．68％,硫回收率69．90％的硫精矿。     

细粒矿泥与钨矿物凝聚行为和对浮选分离影响的机理研究

在疏水体系下,计算所得的矿泥与钨矿物作用总EDLVO势能为负,说明矿泥与钨矿物会发生凝聚行为。矿物表面动电位理论计算和实测表明,矿泥中的主要矿物萤石表面呈正电,钨矿物表面均呈负电。由于静电力相互作用,萤石、白钨矿、黑钨矿矿物细粒间将发生互凝。显微照片证实了凝聚和互凝现象。该种现象说明,细粒矿泥对钨矿浮选分离有不利影响。因此,浮选新工艺提出在钨浮选前预先脱泥是合理的。     

利用选择性絮凝脱泥提高金精矿氰化浸出率的生产实践

乌拉嘎金矿金精矿中硫化物包裹金及矿泥含量多,采用常规氰化浸出工艺,浸出率在84％左右;采用金精矿细磨－－选择性絮凝脱泥－－氰化浸出工艺,浸出率可达88％以上。     

Processing of Alumina-Rich Iron Ore Slimes: Is the Selective Dispersion–Flocculation–Flotation the Solution We Are Looking for the Challenging Problem Facing the Indian Iron and Steel Industry?

Beneficiation of alumina rich iron ore slimes is a major challenge for the Indian iron ore industry. Considering the limits of gravity and magnetic separation processes in the relatively finer size range in terms of achieving adequate separation efficiency, selective flotation (with and without selective flocculation) of iron ore slimes, which is being used commercially in several countries for the beneficiation of iron ores, is worth exploring for the beneficiation of Indian iron ores. Based on the extensive work carried out in our laboratories, we have concluded that the design and development of highly selective reagents to achieve satisfactory separation of hematite and goethite from alumina containing minerals (gibbsite or kaolinite) in the ore and ore slimes, is the key to solving the challenging problem of processing alumina rich iron ores. Accordingly our research work has been focused on finding/designing selective reagents for iron oxide–gibbsite–kaolinite separation based on a molecular modeling computational approach developed by us for the design of mineral processing reagents. We present in this paper the results of our density functional theory computations to evaluate the interaction energies of a wide variety of different reagent functional groups such as carboxylic acid, hydroxamic acid, phosphonic acid, iminobismethyl phosphoric acid, xanthate and starch with hematite, gibbsite and kaolinite surfaces. Among all the reagents investigated so far, starch exhibits the highest selectivity towards the hematite surface with a difference in interaction energy of ~63 kcal/mol between hematite and gibbsite surfaces. Based on our earlier work which indicated polyvinyl pyrrolidone (PVP) to be more selective dispersant for kaolinite compared to conventional sodium silicate and sodium hexametaphosphate, we have investigated selective flocculation–dispersion of natural iron ore slimes (three different samples obtained from three different mines in India) with PVP and starch reagent combination. The results are promising. While the work is still in progress, the implications of our recent results are discussed in the context of the challenging problem of processing of alumina rich iron ore slimes in India.     

四川某高铁氧化铅锌矿选矿工艺研究

针对四川某高铁氧化铅锌矿进行了优先浮选、脱泥浮选、摇床重选和强磁选等选矿工艺的条件试验和全浮选工艺流程研究,通过试验得到了铅品位72.59%、铅回收率60.19%的硫化铅精矿;锌品位51.83%、锌回收率12.23%的硫化锌精矿;铅品位59.90%、铅回收率28.78%的氧化铅精矿;锌品位29.09%、锌回收率41.86%的氧化锌精矿。氧化铅浮选采用脱泥浮选可以较大幅度地降低硫化钠的用量,氧化锌矿物的选别采用摇床重选-强磁选联合流程,可以有效消除弱磁性铁矿物对氧化锌精矿品位的影响。各种铅锌矿物得到了有效回收。     

内蒙古某铜铅矿选矿试验研究

针对内蒙古某铜铅矿矿石性质,进行了浮选试验研究。采用铜铅混合浮选后再进行抑铅浮铜,且选用自行配制的组合抑制药剂TZ11,获得了铜精矿铜品位24.59%、铜回收率86.11%,铅精矿铅品位52.81%、铅回收率73.11%的较好技术指标。     

甘肃某含钛磁铁矿选矿试验研究

甘肃某含钛磁铁矿含钛6.58%,含铁21.46%,具有较大的回收价值.在工艺条件试验研究的基础上,采用"弱磁选铁-强磁预富集-钛浮选"的工艺流程回收有价金属,最终,实验室小型闭路试验可获得含铁61.75%,全铁回收率43.45%（磁性铁回收率达86.47%）的铁精矿和含钛50.10%,钛回收率60.23%的钛精矿,浮选作业回收率为85.94%,选别指标较好.      

云南某高磷鲕状赤铁矿提铁降磷试验研究

云南某鲕状赤铁矿磷含量高达0.87%,铁品位为45.14%。对此矿石进行单一的强磁选及反浮选试验研究,结果表明都不能获得磷品位低于0.2%,铁品位较高的铁精矿。采用强磁-反浮选及脱泥-反浮选均能获得磷品位低于0.2%,铁品位高于52%的铁精矿。脱泥-反浮选具有投资成本低,流程结构简单的优势,推荐采用此流程处理该矿石。该研究对开发此类高磷鲕状赤铁矿具有一定的借鉴意义。     

云南某铁铜矿选矿试验研究

针对云南某铁铜矿矿石进行了原矿磁选-磁选尾矿再浮选的流程试验研究。通过试验得到了铁品位67．93％、铁回收率57．28％的铁精矿和铜品位20．79％、铜回收率80．02％的铜精矿,有价元素得到了有效回收。     

哈西亚图金矿选矿综合回收利用研究

哈西亚图铁多金属矿床中共生的金矿规模已达中型,可大大提高该矿床的经济效益,对金矿综合回收利用方法的研究显得尤为重要。矿石工艺类型为中硫化物矽卡岩型金矿石,矿石自然类型属混合矿。矿石中主要金属矿物为磁铁矿、磁黄铁矿和黄铁矿,贵金属矿物为自然金和银金矿。通过试验研究,浮选工艺推荐“浮选金-尾矿磁选铁-铁精矿浮硫”方案,浸出工艺推荐“全泥氰化炭浸提金-尾渣磁选铁-铁精矿浮硫”方案。试验结果表明,采用全泥氰化炭浸-磁选铁（浮选除硫）工艺处理哈西亚图金矿石效果最佳。     

煤泥选择性絮凝浮选中聚丙烯酰胺的作用机制

测试了阴离子型低相对分子质量聚丙烯酰胺PAM A401作用对煤及高岭石絮体表观粒径分布、样品红外光谱以及表面润湿性的影响,并通过浮选速度实验验证PAM A401的作用效果.研究表明,12 mg·L-1PAM A401且循环搅拌11 min时,煤絮体累积粒度分布达到10%、50%和90%时对应的粒径分别是高岭石絮体的6.86、2.22和2.45倍,呈较好的絮凝选择性.吸附PAM A401后,煤的亲水性官能团特征峰增强,疏水性降低;高岭石的亲、疏水性官能团均有增加,疏水性略高.与常规浮选相比,选择性絮凝浮选实验的浮选速率较大,捕收剂用量降低30%.浮选3 min时,选择性絮凝浮选实验的可燃体回收率为81.57%,较常规浮选实验高3.64%,精煤灰分相当.PAM A401虽使煤颗粒的表面润湿性降低,但微细粒煤颗粒表观粒径增大的效应促进微细粒煤泥的分选.      

鞍山式贫赤铁矿不同种类分选尾矿中铁的赋存规律

以齐大山铁矿选矿分厂铁尾矿为例,对重选尾矿、磁选尾矿、浮选尾矿和综合尾矿4种不同种类尾矿的工艺矿物学性质进行对比分析,并对尾矿中铁的可回收性进行评价。研究结果表明,尾矿中铁矿物主要为赤铁矿,脉石矿物主要是石英,有害元素S、P的含量低;尾矿中铁的金属分布率随着粒级的变化,呈两端高、中间低的规律。重选尾矿中铁矿物主要包裹在粗颗粒脉石中,浮选尾矿中铁矿物主要赋存在细颗粒连生体中,磁选尾矿中的铁矿物粒度极细,综合尾矿粒度范围宽、粒度分布极不均匀。采用单一重选和磁选方法对不同种类尾矿进行再选,浮选尾矿指标最佳,重选尾矿次之,综合尾矿最差,磁选尾矿属于不可选。鞍山式贫赤铁矿分选尾矿中铁的赋存状态决定了铁的再回收潜力,可为此类分选尾矿的处理提供理论借鉴。      

江西某铅锌银复杂多金属矿综合回收试验研究

江西某铅锌银多金属矿的特点是含硫高,并含有铅、锌、银、铁、锰等多种有用金属矿物可以回收利用.试验针对该多金属矿物中伴生复杂的情况,对比了铜铅锌优先浮选和铜铅锌优先浮选-锌粗精矿再磨-锌中矿磁选的工艺流程,后者获得了较好指标:铅精矿含Pb 49.57%,Pb回收率87.53%;锌精矿含Zn 45.82%,Zn回收率75.12%;硫精矿含S 44.69%,S回收率71.35%.针对铁锰以碳酸盐的形式存在,且与脉石伴生严重呈细粒嵌布的情况,采用了磁选-焙烧-磁选的试验方案回收浮选尾矿中的铁锰.