贵州某磷矿双反浮选工艺及机理研究

贵州某硅钙质磷矿中主要目的矿物为氟磷灰石, 主要脉石矿物为石英、白云石以及黏土矿物, 矿物共生关系复杂。为了脱除其中的杂质, 使用捕收剂WF-04和M-51, 采用双反浮选工艺脱除其中的硅、镁杂质以及倍半氧化物, 可得到P₂O₅品位34.45%、MgO含量0.94%、SiO₂含量6.64%、Al₂O₃含量1.67%、Fe₂O₃含量0.58%、P₂O₅回收率79.19%的磷精矿。通过Zeta电位和红外光谱分析研究了脱硅捕收剂M-51的作用机理, 结果表明, M-51通过物理吸附伴随氢键作用有效地吸附在石英表面, 而在磷灰石表面几乎不吸附。     

山东某长石矿石除铁增白选矿试验

山东某长石矿石属高含铁量长石矿石,铁赋存于铁矿物、云母、黄铁矿及一些含铁碱金属硅酸盐中。为了从该矿石获得陶瓷工业用高品级钾长石原料,对其开展了除铁增白选矿试验研究。试验根据矿石性质,采用磨矿-按20 μm脱泥-高梯度磁选脱除磁性铁-乙黄药浮选脱除黄铁矿-十二胺+煤油浮选脱除云母-ZL-1浮选脱除含铁碱金属硅酸盐工艺流程,经系统的条件试验,最终获得了产率为76.24%、Al₂O₃回收率为80.31%的长石精矿,其Al₂O₃含量为16.05%、K₂O+Na₂O含量为12.50%、Fe₂O₃含量为0.09%、白度为67.26%,达到陶瓷行业用钾长石精矿一级品质量标准。     

马来西亚某褐铁矿石工艺矿物学研究

马来西亚某褐铁矿矿石中部分铁矿物嵌布粒度细,磨选难度大,采用传统的磨矿—磁选工艺,精矿回收率偏低。采用传统工艺矿物学研究方法,结合光学显微镜、X射线衍射、化学分析等手段,对矿石的物质组成、元素赋存状态、主要矿物产出特征、矿石的结构构造、粒度组成、物理性质进行了详细研究。结果显示:矿石铁品位为49.66%,主要杂质成分为Si O₂和Al₂O₃;矿石中的铁主要以褐铁矿的形式存在,非金属矿物主要为石英,其次为高岭石等;褐铁矿主要以凝胶状、层状(或结核状、鲕状)、蜂窝状、网脉状、树枝状、包裹状、浸染状等形式与脉石连生,连接界面呈齿状交错分布;矿石构造形式复杂,其中的铁矿物多呈不规则粒状、板状和交代氧化假象结构,嵌布粒度极不均匀;样品中+0.28mm粒级含量较高,Fe的分布率可达51.41%,部分铁矿物在各个粒级中均匀分布,铁品位均在50%左右,另外,各粒级中Al₂O₃的含量较高,品位在5.0%以上,Al₂O₃的存在对后续铁精矿的质量有一定的影...     

从钨尾矿中回收SiO2的试验研究

湖南某钨尾矿中SiO₂质量分数为71%,且含较高的Al₂O₃和Fe₂O₃等杂质。为回收尾矿中的石英,本文进行粒度分析、磁选、正浮选、反浮选等试验。结果表明：1)该钨尾矿试样中满足玻璃砂粒度要求,0.1～0.6 mm粒级占比达89.81%,粒度较粗;2)以十二胺为捕收剂,通过正浮选工艺可将SiO₂质量分数由71.14%提升至87.16%;3)试样中铝硅酸盐矿物与细粒石英共生呈集合体,在0.1～0.6 mm粒度范围内,石英与脉石矿物解离不充分,分选效果不佳;4)为实现充分解离,先后进行磨矿、磁选、正浮选、反浮选试验,最终获得SiO₂质量分数为94.02%,Fe₂O₃质量分数为0.64%的硅微粉产品。本文成果可为钨尾矿的综合利用提供一定的参考。     

西南地区某高泥堆积型铝土矿选矿试验研究

西南地区某高泥堆积型铝土矿中Al₂O₃、SiO₂含量分别为47.25%、10.86%,铝硅比为4.35;主要目的矿物为硬水铝石,主要脉石矿物为高岭石,其他金属矿物有赤铁矿、针铁矿以及锐钛矿等。矿石中矿物的共生关系较为复杂,目的矿物嵌布粒度不均,单体解离度不高;铁、钛矿物与铝矿物之间紧密共生,难于实现有效分离。针对该矿石采用全泥正浮选的选矿工艺,以氢氧化钠为调整剂、水玻璃为抑制剂,EMB-506为捕收剂,在磨矿细度为-0.074mm占70%的条件下,闭路试验可获得Al₂O₃品位为51.62%,SiO₂品位为6.05%,铝硅比为8.53,Al₂O₃回收率为86.66%的浮选精矿。该工艺流程结构及浮选药剂制度简单,所得浮选精矿达到了拜耳法生产氧化铝对给料的要求。     

贵州省某高品位钙质磷矿工艺矿物学研究

为了摸清贵州省某高品位钙质磷矿矿石性质,为后续生产工艺提供理论指导,采用偏光显微镜、X射线衍射仪、扫描电镜等分析手段对该矿石的化学组成、矿物组成、各组分赋存状态、主要矿物的嵌布特征、嵌布粒度特征和单体解离度等进行了工艺矿物学研究。研究结果表明：该工业矿物为胶磷矿,脉石矿物主要为碳酸盐矿物、石英、玉髓、长石-黏土类矿物,以及少量铁碳质矿物。胶磷矿与碳酸盐矿物的嵌布粒度较大,较易解离,在磨矿细度为-0.074 mm占60%时,胶磷矿与碳酸盐矿物单体解离大于85%。石英-长石-黏土类矿物和铁碳质矿物的嵌布粒度较小,并且部分以浸染状嵌布于胶磷矿内部,解离分选难度较大,需要在磨矿细度足够细(<0.04 mm)时,该部分脉石才可解离出,此时精矿P₂O₅的理论品位可达到36.25%。     

湖南某钾钠长石矿选矿试验

湖南某长石矿矿物组成复杂,主要有用矿物为长石和石英。为开发利用该矿石,对其进行了选矿试验研究。结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm占62.36%时,原矿经脱泥-脱石英浮选后,以硫酸为调整剂、N-烷基丙撑二胺+石油磺酸钠为捕收剂经1粗2扫长石-石英分离浮选,获得了Al₂O₃含量为18.68%的长石浮选精矿和SiO2含量为98.35%的石英浮选精矿;长石浮选精矿经1粗1精磁选除铁获得了Al₂O₃含量为18.68%、Fe₂O₃为0.18%、Na₂O+K₂O为12.28%的长石精矿,达到了陶瓷工业的一级质量标准;石英浮选精矿在0.35 T条件下磁选除铁后获得了SiO₂含量为98.35%、Fe₂O₃为0.076%的石英精矿,满足玻璃工业二级质量要求。     

广西某高岭土尾矿产石英砂浮选除铁试验

广西某高岭土尾矿经擦洗、磨矿、分级、强磁选可产出SiO₂品位达99.82%的石英砂,但其Fe₂O₃含量较高,为113 μg/g,且铁主要赋存于云母和电气石中。为将该石英砂的Fe₂O₃含量降至80 μg/g以下以满足光伏产业用石英砂的要求,对其进行了除铁即脱除云母和电气石的浮选试验。试验结果表明：先在pH=2.5的酸性条件下用混合胺和煤油进行1次云母反浮选,然后在pH=7.8的偏碱性条件下用油酸钠进行1次电气石反浮选,所得最终石英砂的Fe₂O₃含量可降至74 μg/g,SiO₂品位提高至99.89%,SiO₂回收率为94.61%。     

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。     

云南某中低品位磷矿工艺矿物学研究

为了开发利用云南某矿区低品位磷矿石,采用X射线荧光分析仪（XRF）和矿物自动定量分析系统（AMICS）对该磷矿石的化学成分、矿物组成、矿物嵌布特征、磷灰石粒度分布、单体解离与连生特性进行了系统的工艺矿物学研究。结果表明：该磷矿石为硅钙质高倍半氧化物磷矿石,需要通过选矿的方法脱除部分石英、白云石、硅铝酸盐矿物和褐铁矿以富集磷灰石;磷灰石的单体解离、微细粒磷灰石和微细粒脉石矿物是影响磷灰石选别指标的主要不利因素;磷在各粒级分布较均匀,无法通过筛分的方法预先抛除部分尾矿;硅主要赋存在石英中,在细粒级(-0.038 mm)富集明显,浮选脱除具有较大难度。研究结果可为该磷矿选矿工艺的制定提供一定的指导。     

越南某磷矿工艺矿物学研究

利用偏光显微镜、能谱仪、扫描电镜、XRF及MLA系统等对越南某磷矿进行了工艺矿物学研究.结果表明,该磷矿中P2O5含量为21.85％,为低品位磷矿,有害元素主要为SiO2,含量为34.73％,工业类型为硅质及硅酸盐型磷块岩;P2Os主要赋存在碳氟磷灰石中,少量赋存在银星石中;矿样中碳氟磷灰石主要为碎屑状、自形短柱状、微...     

陕西某黏土型钒矿石工艺矿物学研究

采用化学分析、显微镜分析和MLA矿物自动检测技术等手段对陕西某黏土型钒矿石进行工艺矿物学研究,重点查明该矿石的物质组成、钒的赋存形式、主要含钒矿物的嵌布状态和粒度特性,目的是为该矿石中钒的选矿预富集提供基础资料。研究结果表明：矿石中V₂O₅含量较低,为0.85%,并主要以类质同像形式分布在云母类矿物（绢云母、黑云母、绿泥石）和少量褐铁矿中;通过分选云母类矿物和褐铁矿回收钒时,理论回收率为88.25%,但云母类矿物片理间夹杂微细石英,较难充分单体解离。     

云南某低品位混合型磷块岩工艺矿物学研究

利用偏光显微镜、MLA(Mineral Liberation Analyser)系统、能谱仪等对云南某低品位混合型磷块岩进行了系统的工艺矿物学研究,查明了矿石的矿物组成、结构构造、基本参数及主要矿物的特征。矿样中主要脉石矿物为石英、玉髓,其次为白云石,根据下游目前用矿要求,单独脱除某一种脉石矿物难以满足。矿样中硅酸盐矿物含量相比也较多,建议先脱泥,后进行浮选。矿样的主要构造类型为条带(条纹)状和块状,胶磷矿主要结构为团块状、粒状、凝胶状,粒状结构胶磷矿磨矿易产生连生体。矿样中胶磷矿和脉石矿物的嵌布粒度均较细,当磨矿细度达到-75μm占91.55%时,胶磷矿的单体解离度为84.98%,连生体中胶磷矿主要和硅质矿物连生,从连生类型看,硅质矿物、白云石主要呈皮壳状包裹胶磷矿,其次呈胶磷矿包裹体形式存在,故较难通过磨矿的方法使其解离,仅有少量胶磷矿和主要脉石矿物呈毗连镶嵌,可通过磨矿的方式使其解离。因此通过继续加大磨矿细度使胶磷矿和脉石矿物解离的能力有限,要想获得好的选矿指标,建议只能适当增大磨矿细度。     

马达加斯加某三水铝土矿磨矿浮选脱硅工艺试验研究

铝土矿试验矿样来自马达加斯加Sofia地区,Al₂O₃含量为32.06%,SiO₂含量为34.06%。矿石中含铝矿物主要为三水铝石;含硅矿物主要为石英,其次为高岭石。三水铝石以微晶聚合体形式存在,微细粒的其他矿物以包体形式嵌布在其中,矿样粒级越细聚合体中杂质矿物含量越高。矿样中-0.028 mm粒级产率约占30%,高杂质含量的三水铝石聚合体占比超过95%,反浮选或正浮选几乎没有脱硅效果。石英的嵌布粒度集中于0.1～0.8 mm,原矿矿样常规破碎磨矿产品中SiO₂在0.074 mm以上粗粒级富集,富含石英矿物的矿粒过粗,采用反浮选无法脱除。研究提出了便于工业化实施的脱泥、分级、分别磨矿合并反浮选工艺流程,未破碎原矿矿样用2 mm的筛子筛分,+2 mm粒级矿样单独破碎磨矿,-2 mm粒级矿样脱泥、沉砂单独磨矿,两种磨矿产品合并进入反浮选脱硅,获得铝硅比大于10、Al₂O₃回收率大于40%的精矿。     

白云鄂博霓石型稀土-铁矿石工艺矿物学研究

采用化学分析、物相分析、场发射电镜、矿物分析系统等分析手段对矿石中化学元素、矿物组成、粒度组成和嵌布特征等进行研究。结果表明：矿石中TFe品位为17.50%,稀土REO品位为8.43%,此外,Nb₂O₅含量为0.055%,Sc₂O₃含量为0.0034%,可综合回收;矿石中矿物组成复杂,含铁矿物主要是磁铁矿,含有少量赤铁矿、黄铁矿等,稀土矿物以氟碳铈矿和独居石为主,含有少量黄河矿、氟碳钙铈矿;磁铁矿多以半自形结构及集合体形式产出,磁铁矿集合体中可见霓石和稀土矿物呈细脉状沿磁铁矿颗粒间隙分布,有时可见磁铁矿被霓石沿着边缘及裂隙交代;氟碳铈矿呈细脉状充填于磁铁矿裂隙中或氟碳铈矿集合体中可见脉状霓石和磁铁矿;独居石以椭粒状集合体分散嵌布在霓石中;偶尔可见独居石中包裹黄铁矿;氟碳铈矿和独居石的嵌布粒度较细,0.02mm以下粒级分别占55.87%、85.51%,需要极细的磨矿细度才能单体解离。研究结果对该矿石的高效综合利用具有一定理论指导意义。     

某铝土矿新型组合捕收剂试验研究

采用自行研制的新型ZF组合捕收剂,对主要成分为高岭石和一水硬铝石,Al₂O₃品位为63.16%,铝硅比为5.32的一种山西铝土矿进行正浮选脱硅试验。在磨矿细度-0.074 mm占84.51%,碳酸钠用量3 500 g/t,硅酸钠用量113 g/t,ZF捕收剂用量800 g/t的条件下,通过1次粗选,1次精选,2次扫选,获得了精矿Al₂O₃品位68.92%,Al₂O₃回收率81.05%,铝硅比9.16的较好指标。     

BK425和HA-1对磷矿反浮选脱镁脱铝效果影响研究

某难选磷矿由于其脉石矿物与胶磷矿嵌布关系复杂,为了获得合格的磷精矿,用脱镁捕收剂BK425和脱铝捕收剂HA-1对原矿进行反浮选试验。当原矿磨矿细度为-74μm占70%时,采用反浮选脱镁(一次粗选、一次扫选)—反浮选脱铝(一次粗选、两次精选)全开路流程,可以获得P_2O_5品位31.14%,Al_2O_3含量2.60%,MgO含量0.92%,P_2O_5回收率79.54%的磷精矿。     

山西古县某低品位铝土矿浮选脱硅试验研究

以山西古县某低品位铝土矿为研究对象,开展了原矿性质研究分析及浮选脱硅性能研究。考察了磨矿细度及药剂用量对浮选指标的影响,确定出合适的工艺参数,原矿Al₂O₃含量为58.47%,SiO₂含量为19.75%,A/S为2.96的低品位铝土矿,通过“一粗二精一扫”浮选脱硅闭路试验可得铝精矿产率60.64%,A/S为6.11,Al₂O₃回收率为69.52%；尾矿A/S为1.41。     

高硅铝土矿正浮选两段脱硅试验研究

本文以云南鲁甸高硅低铝硅比型铝土矿为研究对象,通过正浮选阶段磨矿阶段选别、两段脱硅工艺流程获得了较好的铝土矿精矿,浮选指标良好。原矿含Al2O360.78%、Si O220.84%,铝硅比(A/S)为2.92,主要脉石矿物为白云母、石英等。通过在粗磨条件下进行一段浮选脱硅,粗精矿再磨再选后进行二段浮选脱硅,产出合格精矿。粗精矿再磨后进行五次精选,闭路试验获得精矿产率为64.74%、Al2O370.83%,Si O28.40%、A/S为8.43、Al2O3回收率为75.83%的良好指标。     

Flotation of rare earth minerals from silicate–hematite ore using tall oil fatty acid collector

The flotation of rare earth (RE) minerals (i.e. xenotime, monazite-(Nd), RE carbonate mineral) from an ore consisting mainly of silicate minerals (i.e. primary silicate minerals and nontronite clay) and hematite was investigated using tall oil fatty acids (Aero 704, Sylfat FA2) as collector. The RE minerals are enriched with Fe. The effects of tall oil fatty acid dosage, pH, temperature, and conventional depressants (sodium lignin sulfonate, sodium metasilicate, sodium fluoride, sodium metasilicate and sodium fluoride, and soluble starch) were determined at grinding size of P80 = 63 μm. At this grinding size, the grain size of the RE minerals ranges from 2 to 40 μm, percentage liberation is 9–22%, and percentage association with nontronite and quartz is 30–35%. Results indicated that Sylfat FA2 at 22450 g/t concentration was the more efficient tall oil fatty acid collector at natural pH (pH 7) to basic pH (pH 10.0–11.5). Flotation at the room temperature (25 °C) gave higher selectivity than 40 °C temperature flotation. The results on the effect of depressants showed similar selectivity curves against the gangues SiO₂, Al₂O₃, and Fe₂O₃ suggesting that the chemical selectivity of the depressants has been limited by the incomplete liberation of the RE minerals in the feed sample. High recoveries at 76–84% (Y + Nd + Ce)₂O₃ but still low (Y + Nd + Ce)₂O₃ grade at 2.1% in the froth were obtained at flotation conditions of 63 μm, 25 °C, pH 10.5, 1,875 g/ton sodium metasilicate and 525 g/ton sodium fluoride or 250 g/ton soluble starch as depressant for the silicates and hematite, and 22,450 g/t Sylfat FA2 as collector for the RE minerals (initial (Y + Nd + Ce)₂O₃ feed grade = 0.77%). The recoveries of gangue SiO₂, Al₂O₃, and Fe₂O₃ in the froth were low at 25–30%, 30–37%, and 30–36%, respectively. The mineralogical analysis of a high grade froth and its corresponding tailing product showed that the RE minerals have been concentrated in the froth while the primary silicate minerals and hematite have been relatively concentrated in the tailing. However, the clay minerals, primary silicate minerals, and hematite still occupy the bulk content of the froth. This suggests that incomplete liberation of the RE minerals led to the poor grade result, supporting likewise the selectivity curve results by the different depressants. This study showed that liberation is important in achieving selective separation.