NaOH和机械搅拌对锂辉石表面及浮选行为的影响

NaOH和机械搅拌在锂辉石浮选预处理过程中发挥着重要的作用,为了探明其作用机理,开展了锂辉石单矿物和实际矿石浮选试验,进行了X光电子能谱(XPS)和电感耦合等离子体光谱(ICP)检测分析。结果表明,经过3 000mg/L NaOH用量并施以相应时长和速度的搅拌预处理,可使-0.15+0.074mm粒级的锂辉石单矿物回收率提升70%左右;在相同的3 000mg/L NaOH用量下,静置浸泡和施加叶轮线速度3.93m/s的搅拌。检测分析结果表明,固液分离液中的Si离子浓度增大且矿物表面Al和Li原子相对含量均增大;说明锂辉石矿物表面发生了溶蚀现象,且机械搅拌可以促进其表面的溶蚀,暴露更多的金属阳离子为油酸根在锂辉石表面的吸附提供更多的吸附位点;但表面溶蚀后产生的硅酸盐阴离子组分具有较强的亲水性,吸附于矿物表面,致使单矿物可浮性提升而强化机械搅拌后实际矿石浮选试验中Li2O回收率下降。该研究对锂辉石及硅酸盐矿物浮选预处理的研究具有重要的意义。     

从多种铝硅酸盐矿物中选择性浮选锂辉石的表面晶体化学研究

常规工业浮选实践中以油酸盐为捕收剂，从白云母、长石、石英等伟晶岩铝硅酸盐矿物中选择性浮选分离锂辉石时，锂辉石表面晶体化学特性是产生选择性分离的决定性因素。晶体学研究认为，锂辉石{110}解理面上的Al晶格质点是油酸盐选择性化学吸附的最佳质点，而其他伟晶岩铝硅酸盐矿物的Al则位于晶胞内部，导致油酸盐不能对其吸附。由于晶面的不同，任何一种矿物特定表面上都含有许多不同的表而原子晶格质点，并且这些表面原子带有不同的断裂化学键。矿物存在的不同类型的晶格缺陷，或者本身固有的各向异性的晶体结构，都会导致矿物表面的不均一性。要正确理解矿物-捕收剂体系中的矿物表面电性、润湿性、捕收剂的吸附等一系列矿物表面化学性质，必须考虑到矿物特定的表面原子晶格质点。本文研究了油酸盐-锂辉石浮选体系的各种表面化学性质，内容包括：油酸盐捕收剂溶液化学、锂辉石-水体系溶液化学以及酸碱处理对锂辉石各种表面化学性质的影响。研究方法包括：X射线光电子能谱、电泳、油酸盐吸附研究、红外光谱、接触角测量和哈里蒙德管浮选试验等。研究结果表明，当pH8时，从其它铝硅酸盐矿物中浮选锂辉石可获得最佳的分离效果，此时锂辉石表面荷负电，油酸盐阴离子捕收剂与矿物表面Al晶格质点发生化学吸附。     

新型捕收剂浮选锂辉石矿的试验研究

采用新型螯合类捕收剂替代传统的氧化石蜡皂 ,实现锂辉石与石英及长石的浮选分离 ,不仅可显著降低药剂成本 ,而且能大大提高锂辉石与石英及长石矿物间的分选性 ,从而提高锂辉石选矿指标     

锂辉石浮选尾矿中长石和石英浮选分离

对某地锂辉石浮选尾矿进行长石和石英浮选分离试验,探索了无氟有酸法和有氟有酸法2种浮选工艺.氢氟酸法进行了搅拌擦洗时间、氢氟酸用量、十二胺用量和浮选时间等条件试验,在条件试验的基础上,依次进行了长石浮选开路试验和闭路试验.结果表明,通过“1粗2扫1精”闭路流程试验,可获得K2O、Na2O品位分别为4.13%、7.46%,回收率分别为98.03%、98.42%的长石精矿.对产品进行质量检查,长石精矿、石英精矿(长石浮选尾矿)均达到工业要求,实现了锂辉石浮选尾矿综合利用的目的.     

新疆某锂辉石矿粗粒浮选探索试验研究

新疆某伟晶岩型锂辉石矿Li₂O含量为1.41%,主要含锂矿物为锂辉石,脉石矿物主要是石英、正长石、斜长石。采用高压辊磨机直接粉碎至-0.5mm的矿样中-0.074mm粒级含量占28.54%,且锂辉石矿物单体解离度在91%以上。对-0.5mm试验矿样进行的粗粒浮选试验结果表明,粗粒锂辉石矿浮选比常规细粒浮选需要的捕收剂用量要大,且需要在相对较低的搅拌转速以及较高的矿浆浓度条件下才能获得较好的浮选指标。采用自行设计的粗粒浮选装置相对于常规挂槽浮选机可提高Li₂O回收率约10个百分点。原矿以碳酸钠为调整剂、氧化石蜡皂+油酸钠为捕收剂经2粗3精1扫的闭路浮选试验,可获得Li₂O品位为5.11%、Li₂O回收率为70.04%的锂精矿指标,为锂辉石矿山采用高压辊磨机作为终粉磨而取代球磨机提供了可能。     

磨矿介质对长石和石英浮选行为的影响及机理分析

研究了长石和石英在湿式磨矿条件下,分别选用十二胺和油酸钠作为捕收剂,锆球和铁球作为磨矿介质时的浮选行为;并通过检测矿浆中典型金属离子浓度和矿物动电位,借助于矿物表面X-射线光电子能谱(XPS)检测,剖析磨矿介质对矿物浮选影响的机理。研究表明,采用十二胺作为捕收剂时,无论是铁球湿磨还是锆球湿磨,长石的回收率都高于石英;采用油酸钠作为捕收剂时,锆球湿磨长石和石英均不浮,铁球湿磨长石和石英的可浮性存在一定差异。矿浆中典型金属离子浓度、矿物动电位和矿物表面XPS的检测结果表明,锆球湿磨长石和石英矿浆中金属离子浓度高,不利于阴离子捕收剂浮选;铁球湿磨时,长石和石英零电点对应的p H值比锆球湿磨高,在两种矿物表面均检测出铁的羟基络合物,这不利于阳离子捕收剂浮选,而有利于阴离子捕收剂浮选。     

HF预处理在花岗岩板材加工废料资源化利用中的应用

四川某地花岗岩板材加工废料中主要矿物为长石、石英及黑云母,采用磁选去除黑云母等含铁质矿物,并对磁选尾矿(即低铁原矿)进行HF预处理。经脱氟处理后,以H2SO4作为调整剂,十二胺作为捕收剂进行了长石和石英的浮选分离试验,其中经脱氟处理分离出的含有大量氟离子的废水返回HF预处理阶段循环使用,浮选后长石和石英脱出的浮选废水返回到浮选阶段循环使用。本试验探索了HF用量和预处理时间对长石和石英浮选分离影响等条件试验,在条件试验的基础上,进行了长石浮选开路试验。结果表明,通过HF预处理长石浮选开路试验,获得了K2O、Na2O合量分别为10.66%、9.12%的长石精矿和长石中矿,Si O2含量为99.11%的石英精矿,不仅实现了长石和石英的有效分离,而且解决了含氟废水对环境造成的污染问题,达到综合利用花岗岩板材加工废料的目的。     

金属阳离子与十二胺添加顺序对硅酸盐矿物浮选的影响

在浮选过程中,调整剂和捕收剂的不同添加顺序对矿物浮选的影响不同。本文研究了十二胺浮选体系中,Fe3+、Al3+、Pb2+和Cu2+与捕收剂不同添加顺序对石榴子石、绿柱石、锂辉石、角闪石、云母、长石和石英浮选的影响。     

江西某低品位难选锂辉石矿直接浮选工艺

某低品位锂辉石品位1.46％,主要矿物为锂辉石和腐锂辉石,矿石性质复杂,分选难度大.采用锂辉石直接浮选工艺,以NaOH作pH调整剂,Na2CO3作脉石矿物分散剂,CaCl2作活化剂,731+油酸作混合捕收剂浮选该锂辉石矿物.实验室小型闭路试验获得锂辉石精矿品位5.68％,Li2O回收率为76.72％.与现场“预先脱泥—尾矿浮锂辉石”工艺相比,新工艺不仅提高锂辉石精矿品位,而且显著提高锂的回收率.     

贵州某锂辉石矿石选矿试验

贵州某锂辉石矿石Li2O含量为1.21%。主要脉石矿物有石英、长石、磷灰石、磁铁矿、高岭石等。为确定锂辉石的回收工艺,进行了选矿试验。矿石采用浮选工艺富集锂辉石、磁选工艺剔除混入锂辉石精矿中的磁铁矿。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占83.2%的情况下,以油酸钠+水杨羟肟酸(质量配合比为1∶1)为捕收剂,总用量为1 200 g/t,以氯化铁为活化剂,用量为100 g/t,采用1粗1扫3精、中矿顺序返回浮选流程富集锂辉石,1次弱磁选(磁场强度为198.94 k A/m)流程脱铁,最终获得Li_2O品位为6.16%、含铁0.45%、Li_2O回收率为85.43%的锂辉石精矿。     

浮选动力学模型的应用与发展

随着选矿自动化程度的提高,为了能更好地描述和模拟矿物的浮选过程,浮选动力学的研究备受选矿工作者的关注。从浮选动力学数学模型的基础入手,简述了浮选动力学模型研究的发展和主要应用的动力学模型;并通过介绍颗粒形貌、颗粒粒度、浮选药剂等对浮选过程及浮选动力学模型和参数的影响,进而阐述浮选动力学在浮选过程中的应用;最后介绍浮选设备结构和性能对浮选动力学的影响,及动力学研究在浮选工艺优化和设备优化中的作用。     

射流闪速浮选机在铁精矿脱硫浮选中的试验研究

通过小型试验和工业试验,将安庆铜矿铁精矿脱硫浮选设备由XJK-2.8 m3浮选机改用SX-JLF-40-3高效射流闪速浮选机,脱硫率由70%提高到80%以上,取得了显著的经济效益和社会效益。     

白钨矿与方解石浮选行为的差异及其机理研究

通过浮选试验、吸附量测定、EDLVO理论和XPS等方法研究了白钨矿与方解石浮选回收率和浮选速率的差异。试验结果表明,与白钨矿相比,油酸钠更易于在方解石表面吸附,且方解石颗粒间更易于团聚而呈现出粗粒浮选的性质,从而使方解石的浮选速率和回收率高于白钨矿;粒度对方解石的影响较小,而对白钨矿的影响较大,不利于白钨矿与方解石的分离。该研究进一步揭示了白钨矿与方解石浮选分离困难的主要原因,对白钨矿与方解石的浮选分离具有一定的指导意义。     

The determination of floatability distribution from laboratory batch cell tests

The determination of the floatability distribution for froth flotation from laboratory batch cell tests is ill conditioned. Tikhonov regularisation with accuracy estimates, such as repeat tests for the recovery data, provides a way to produce solutions. Two approaches are examined: a continuous approximation of the distribution using Laguerre polynomials, and using finely spaced discrete components. It is shown that for data generated with a known floatability distribution, the distribution can be recovered. For experimental data from the literature both methods give similar floatability distributions. The accuracy of the calculated floatability distributions is estimated. Repeat data is important in determining the regularisation parameter and thus insuring the data is not over fitted or over smoothed.     

JKSimFloat模拟闭路循环浮选回路

在实验室分批浮选试验的基础上建立了浮选回收率模型,通过回归分析获得了某磷铁矿石浮选动力学参数。应用JKSimFloat软件建立了一个闭路循环浮选回路,将获得的参数输入到软件中,并对其它设备参数进行了合理的优化设置后,模拟计算了该浮选回路的选别效果。与实验室闭路浮选试验结果相比,模拟的精矿品位基本相当,而模拟的精矿回收率偏低。     

深度调浆对煤泥浮选效果的影响

以山西司马矿浮选入料为试验样品,进行了煤质分析和调浆转速探索试验、剪切调浆前后浮选速度的对比试验。结果表明:该煤样适宜浮选粒级0.250~0.125 mm、0.125~0.074 mm含量分别达到56.85%、20.70%;而不易浮选粒级即0.5 mm、0.045 mm粒级含量仅为0.65%、5.62%,所以该煤样可浮性较好。当调浆转速为1 950 r/min时,精煤灰分降低0.14%,精煤产率增加5.05%,可燃体回收率增加5.59%;适当的转速可以提高捕收剂油滴的分散度,并且高剪切调浆流态提供的强紊流流态大幅度提高煤粒与油滴的碰撞概率,促进油滴与煤粒的有效吸附,增强颗粒表面的可浮性。     

Possibilities of Thermodynamic Method for Flotation Analysis

The thermodynamic method of analysis is considered as applied to the estimation of the possibility for forming the particle-bubble flotation complex. It is shown that the disturbance of internal equilibrium of the bubble-particle-fluid system is associated with the change in the value of contact angle and displacement of the contact perimeter of three aggregate states along the surface. The necessity is established for creating a kinetic model of elementary flotation act as the basis for construction of general theory.     

提高乌山混合段铜钼回收率的浮选工艺研究

摘 要：乌山铜钼矿属于大型低品位铜钼矿床,近年来一直通过各种研究手段提高一段铜钼的回收率,最终研究发现通过中矿再选的这种方式可以有效的提高铜钼的回收率,即开出浮选流程中的精一底流+扫一泡沫进行单独再选,而且中矿再选的这种方式,不仅可以提高铜钼回收率,还能甩掉干扰浮选指标的细泥,提高混合精矿的品质,进而可能优化铜钼分离指标。通过一系列的试验研究,最终钼回收率提高3%-5%,铜根据不同矿性略有不同程度的提高。     

浮选柱—浮选机联合在小庙岭选矿公司的应用和实践

小庙岭选矿厂采用浮选柱—浮选机联合的工艺流程分选辉钼矿,生产实践表明,在原矿品位0.117%、原矿含铜0.0153%的条件下,分选钼精矿品位达到49.45%,精矿含铜0.27%,尾矿品位降至0.009 9%,总体回收率达到89.30%,分选指标优异。选矿厂建成时间较短,管理水平有待进一步提高。     

难浮煤泥浮选速率试验研究

针对主导粒级为细粒级的难浮煤泥,进行了窄粒度级和全粒度级的浮选速度试验。结果表明：浮选速度由快到慢的粒级依次为0.125～0.074、0.250～0.125、〈0.074、0.500～0.250、〉0.500 mm。粗粒级煤粒因其质量大、脱附概率高、部分连生体表面疏水性较差,需在高能量输入条件下,通过较长时间的矿化作用...