某低品位长石矿无氟无酸选矿工艺试验研究

对四川某地低品位长石矿进行了无氟无酸选矿提纯试验研究, 确定了“棒磨-磁选-浮选”工艺流程。在磨矿细度为-0.074 mm粒级占48.79%时, 通过弱磁选-SLon立环高梯度强磁选, 获得了Fe₂O₃含量为0.11%、长石回收率为83.83%的磁选尾矿, 再在十二胺为捕收剂、油酸钠为长石活化剂、六偏磷酸钠为石英抑制剂、不加pH值调整剂的条件下进行一粗一精二扫浮选, 最终获得Fe₂O₃含量0.19%、SiO₂含量80.12%、K₂O+Na₂O含量高于13%的长石精矿, 其综合回收率为55.03%。     

辽宁某钾长石选矿试验研究

对辽宁抚顺某地长石矿进行选矿试验研究,通过岩矿分析、化学分析等方法,采用"破碎-磨矿-磁选-脱泥-浮选"试验工艺流程,以K₂O品位6.34%,Na₂O品位2.51%,Fe₂O₃含量(质量分数,下同)0.68%的长石矿为原料,磨矿细度-0.074 mm占62.00%,不同用量的十二胺盐酸盐溶液作为捕收剂,硫酸溶液作为调整剂,最终得到K₂O品位7.85%、回收率64.50%,Na₂O品位3.09%、回收率64.31%,Fe₂O₃含量0.13%,TiO₂含量0.03%的长石精矿,满足工业合格品要求。     

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。     

宁夏某地石英砂岩矿酸浸提纯工艺研究

选取宁夏某地石英砂岩矿资源,采用煅烧水淬-研磨擦洗-磁选-酸浸等工艺对原矿石进行除杂试验,研究了研磨时间、不同混合酸、酸液浓度、浸泡时间、浸泡温度等条件对石英砂岩提纯的影响,采用氢氟酸挥发法和电感耦合等离子体光谱法分析不同条件下产品的SiO₂和Al₂O₃、Fe₂O₃、CaO、 MgO 、K₂O、 Na₂O 、TiO₂、 Co、 Cu、 Li、Ni、MnO、B等13种杂质的含量,从而确定最佳条件下的提纯工艺。结果表明:研磨时间对石英砂岩提纯有一定影响,随着时间的延长,杂质中铁铝有不同程度的减少,经1.2 T强磁棒洗磁后,用"15% HCl+10% HNO₃+5% HF"混合酸,在80 ℃浸泡8 h可得到SiO₂纯度为99.9%的石英砂精矿。     

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。     

强磁-浮选从金尾矿中提取SiO2试验研究

我国每年金尾矿排放量巨大,不仅造成资源浪费,还严重威胁生态环境。河北宽城某金尾矿SiO₂含量为68.64%,为了充分利用该尾矿资源,采用预先沉降脱泥-强磁选除铁-反浮选除铁-SiO2浮选提纯工艺进行试验。结果表明：试样在沉降时间为2.5 min条件下沉降脱泥,脱泥后沉砂在磁场强度为1.2 T条件下采用强磁选除铁,SiO₂含量由73.38%提高到79.55%,Fe₂O₃含量由5.24%降低到1.75%,非磁性产品以YS为捕收剂反浮选除铁,Fe₂O₃含量降低至0.51%,然后以YG-01和YG-02为组合捕收剂进行1粗2精石英提纯浮选,对提纯后产品进行的XRD分析未检出杂质产品,其SiO₂含量为98.46%、Al₂O₃含量降低至0.65%、Fe₂O₃含量降低至0.09%,可以达到国家级玻璃原料二级质量标准。对金尾矿进行SiO₂提取不仅充分利用了尾矿资源,而且可以取得一定的经济效益。     

耐材用硬质黏土提纯工艺技术

通过试验确定了1粗1精的磁选流程,控制粗选和精选的场强、脉冲次数,可获得Fe₂O₃含量为0.75%,TiO2含量为0.56%,产率为83.60%的优质产品,该工艺适用于Fe₂O₃、TiO₂含量高的耐材用硬质黏土原料提纯。     

某锂辉石矿SLon磁选机除铁提锂试验研究及应用

江西某锂辉石矿Li₂O品位为1.51%,Fe₂O₃品位为4.98%,属于复杂难选低锂高铁锂辉石矿。试验研究表明,通过弱磁-浮选工艺可获得Li₂O品位为5.65%,Fe₂O₃品位为3.2%的锂辉石精矿,浮选精矿含铁高,影响产品应用,采用SLon-3000(1.5 T)高梯度磁选机对浮选精矿进一步除铁提锂,获得Li₂O品位为6.24%,Fe₂O₃品位为0.38%,回收率为63.85%的锂辉石精矿,最终产品达到YS/T 261-2011化工Ⅰ级用锂辉石精矿质量要求。     

甘肃某石英岩矿选矿提纯试验研究

针对甘肃某石英岩矿进行选矿试验研究,在对原矿进行工艺矿物学研究的基础上,研究磁选、擦洗、浮选等工艺对石英岩矿含铁杂质的去除效果,并对比了“磁选—擦洗”与“磁选—浮选”工艺的提纯效果。以SiO₂含量为99.42%、Al₂O₃含量为2 400μg/g、Fe₂O₃含量为1 814μg/g的石英岩矿为原料,采用“磨矿—磁选—浮选”选矿工艺提纯效果较好。结果表明,试样经铁球磨矿后,在磁感应强度1.4 T条件下进行三段磁选除铁,再以H₂SO₄为调整剂、松醇油为起泡剂、PSK-78石油磺酸钠为捕收剂进行反浮选试验,可获得SiO₂含量为99.61%、Fe₂O₃含量为185μg/g、回收率为51.34%的石英精矿。该工艺除铁效果显著、污染小,可大幅度提升产品的附加值,具有良好的应用前景。     

云南某低品位铬铁矿石选矿工艺研究

云南某低品位铬铁矿石Cr₂O₃含量为8.51%。矿石中铬在0.020~0.12 mm粒级的分布率为83.79%、在+0.12 mm粒级的分布率仅6.55%、在-0.02 mm粒级的分布率仅9.67%。针对铬在较粗和较细粒级含量低的特点,采用振动筛分级-旋流器脱泥工艺预处理,获得了Cr₂O₃品位为18.52%、回收率为84.61%的沉砂。为给沉砂的合理选矿工艺提供依据,对其进行了单一摇床重选、单一高梯度强磁选、磁重联合工艺流程对比试验。结果表明：采用单一摇床重选工艺可以获得Cr₂O₃品位为40.56%、回收率为72.71%的铬精矿,采用单一高梯度强磁选工艺获得的铬精矿Cr₂O₃品位仅38.93%（不能达到40%的要求）、回收率为55.83%,采用磁重联合工艺可以获得Cr₂O₃品位为45.29%、回收率为73.38%的合格铬精矿。最终确定采用分级-脱泥-高梯度强磁选-摇床重选工艺进行选别,可以实现该铬铁矿资源的有效回收。     

某伴生钽铌锂辉石矿选矿试验研究

西澳某伴生钽铌锂辉石矿为伟晶岩型锂矿,矿石Li₂O品位1.53%、Ta₂O₅品位0.025%、Nb₂O₅品位0.006%;脉石矿物主要为长石、辉石和石英。为高效开发利用该矿石资源,进行了系统的浮选试验研究以及磁选、重选试验研究。确定采用弱磁选除铁—强磁选、重选联合回收钽铌—强磁选尾矿浮选回收锂辉石的选矿工艺。试验结果表明:原矿在磨矿细度-0.076 mm占75%条件下,弱磁选除铁—强磁选回收钽铌工艺分选指标优于螺旋溜槽重选工艺分选指标,强磁选精矿经摇床1次粗选、1次精选获得Ta₂O₅品位21.35%、对原矿回收率23.03%的钽铌精矿;以碳酸钠、氢氧化钠、氯化钙为浮选锂辉石调整剂,以改性脂肪酸类捕收剂T-88为浮选锂辉石捕收剂,对强磁选尾矿进行锂辉石浮选试验,经1次粗选、2次精选、1次扫选、1次中矿再选锂,获得Li₂O品位5.60%、对原矿回收率76.13%的锂辉石精矿,实现了矿石中锂辉石与钽铌矿物的有效回收。试...     

悬浮磁化焙烧—氧化冷却过程中磁赤铁矿生成规律

悬浮磁化焙烧—磁选已在难选铁矿石的开发中实现工业应用,焙烧产物的冷却过程是影响磁选指标的 重要因素。 空气氧化冷却可以将焙烧产物中的部分磁铁矿氧化成强磁性磁赤铁矿,同时可以回收氧化过程释放的潜 热,具有广阔的应用前景。 对酒钢铁矿石进行了悬浮磁化焙烧—氧化冷却试验。 结果表明,氧化温度、氧化时间和空 气流量对氧化过程及磁选指标影响显著。 最佳的氧化条件为氧化温度 300 ℃ 、氧化时间 5 min、空气流量 500 mL / min。 在最佳条件下,氧化冷却产物中磁赤铁矿含量为 17. 74%,磁选精矿铁品位为 55. 34%、铁回收率为 90. 31%。 焙 烧产物的氧化冷却过程按两条路径同时进行,一是 Fe₃O₄→α—Fe₂O₃,二是 Fe₃O₄→γ—Fe₂O₃→α—Fe₂O₃;氧化温度高 于 300 ℃时,磁铁矿主要被氧化为赤铁矿。 因此,焙烧产物在氧化冷却时,应先在 N₂ 中冷却至 300 ℃ ,再经空气氧化 冷却至室温,以获得较高的磁赤铁矿含量。     

某钽铌尾矿综合回收试验研究

某钽铌原矿经“阶段磨矿—阶段重选”工艺获得回收率大于90%的钽铌精矿。经化学分析,钽铌尾矿中钽铌品位较低,但有价组分锂含量较高且赋存在云母中,钾长石和钠长石含量也较高。为提高矿产资源利用率,回收钽铌尾矿中的其他有价矿物,对钽铌尾矿进行了综合回收试验研究。试验考虑优先回收锂云母和长石,钽铌可作为副产品富集。但由于该尾矿中Fe₂O₃含量为0.17%,会影响长石产品的白度,因此综合回收需要采用强磁选工艺除铁回收长石,同时采用浮选法回收锂云母、重选法富集钽铌。在优化条件试验的基础上进行了全流程综合回收试验,最终可获得长石产品(产率71.48%、Fe₂O₃≤0.006%)、锂云母精矿(Li₂O品位3.51%、回收率77.66%)和钽铌精矿(Ta₂O₅品位4.06%、回收率30.17%,Nb₂O₅品位4.07%、回收率36.39%),较好地实现了该钽铌尾矿中有价矿物的综合回收利用。     

江西宜春低品位锂云母矿综合回收工艺研究

钽铌锂是重要的稀有金属,具有极高的开发利用价值。针对江西宜春地区低品位锂云母矿,开展了钽铌、锂及长石综合回收工艺试验研究。结果表明,针对低品位锂云母矿资源特性,开发了以-CO-NH-为主要作用官能团的高选择性锂云母捕收剂ZL-01,实现了在易于泥化的复杂矿浆体系中锂云母矿物的高效捕收,解决了传统脱泥-浮选工艺造成锂云母矿物流失的难题。以ZL-01作捕收剂不脱泥直接浮选锂云母矿物,浮选尾矿采用螺旋溜槽粗选-摇床精选的重选工艺回收钽铌矿物,重选尾矿采用弱磁-强磁联合的磁选工艺对长石矿物进行除杂提纯。在原矿含0.42%Li₂O、0.004%Ta₂O₅、0.008%Nb₂O₅的情况下,获得了Li₂O品位3.38%、回收率为73.50%的锂云母精矿,Ta₂O₅品位18.530%、Nb₂O₅品位24.120%,钽回收率48.89%、铌回收率36.98%的钽铌精矿,TFe含量(质量分...     

青海某低品位磷矿石综合利用研究

青海上庄磷矿石主要组成矿物为透辉石、黑云母、（氟）磷灰石和磁铁矿,还有少量的长石、榍石和方解石。矿石P₂O₅、TFe和K₂O品位分别为3.52%、9.08%和3.77%。黑云母主要呈不规则片状或片状分布,结晶粒度较粗,磷灰石多分布在透辉石、黑云母和磁铁矿的粒间,一般在0.3~1.5 mm,易于单体解离。透辉石和黑云母的矿物结晶粒度较粗,但是在矿石中相互包裹现象比较普遍。为给该矿石的开发利用提供参考,进行了实验室选矿流程试验。结果表明：采用棒磨粗磨（-0.35 mm占78.22%）分级（d=0.35 mm）、粗粒级摇床重选黑云母、细粒级棒磨再磨（-74 μm占50.90%）1粗2精1扫浮选磷灰石、浮选尾矿3段磁选磁铁矿（一段磁选精矿磨细至-74 μm占94.00%）、磁选尾矿分级（d=45 μm）脱泥后浮选分离透辉石和细云母的联合流程,获得了P₂O₅品位为32.01%、P₂O₅回收率为92.85%的磷精矿,K₂O品位为9.58%、K₂O回收率为20.80%的粗云母精矿和K₂O品位为8.38%、K₂O回收率为37.38%的细云母精矿,云母总回收率为58.18%;此外,还可获得TFe品位为64.35%、回收率为33.62%的铁精矿。实验室试验获得了满意的选矿指标,试验在保证磷灰石和磁铁矿回收率的情况下,综合回收了云母和透辉石矿物,实现了矿石的综合回收。     

高岭土伴生型石英分粒级制备光伏玻璃用石英砂

这是一篇陶瓷及复合材料领域的论文。为助力碳中和、碳达峰目标,我国光伏玻璃需求量近年来快速增长,从而使光伏玻璃用低铁石英砂（ \omega _\textFe_\text2\textO_\text3 ≤0.010%）供应趋紧,因此高岭土伴生型石英制备低铁石英砂备受关注。高岭土伴生型石英通常可在高岭土物理选矿的尾矿中富集,以广西合浦某高岭土物理选矿尾矿为实验对象,研究了分粒级选矿提纯对高岭土伴生型石英制备低铁石英砂的影响规律。结果表明,高岭土伴生型石英矿中+2 mm粒级的SiO₂、Al₂O₃、Fe₂O₃含量优于0.71~2 mm、0.125~0.71 mm粒级相应指标;采用磨矿-分级-磁选-浮选的分粒级选矿提纯工艺,不同粒级所得浮选石英精砂的Fe₂O₃含量均不低于0.016%;对+2 mm粒级浮选精砂分别采用硫酸、草酸与氢氟酸、草酸为酸浸介质所得石英精砂的Fe₂O₃含量分别降至0.0091%、0.0054%,满足光伏玻璃、光学玻璃用低铁石英砂的Fe₂O₃含量要求。     

福建某低品位钾长石矿石选矿试验

为了给福建某低品位钾长石矿石的开发利用提供依据,对该矿石进行了选矿试验。结果表明,以硫酸为调整剂、十二胺+柴油为浮云母的捕收剂、氢氟酸和十二胺分别为浮钾长石的活化剂和捕收剂,采用强磁选除铁-脱泥-浮选除云母-钾长石与石英浮选分离工艺处理该矿石,可以获得K₂O含量和回收率分别为9.84%和82.82%的钾长石精矿及SiO₂含量和回收率分别为98.80%和26.07%的石英精矿,钾长石精矿达到陶瓷工业对一级品钾长石原料的质量要求,石英精矿符合玻璃工业对低档石英砂原料的质量要求。     

新疆某镜铁矿石磁化焙烧过程研究

新疆某镜铁矿矿石TFe含量为35.20%,CaO含量为30.64%;铁矿物主要为镜铁矿,脉石矿物主要为方解石和石英。矿石中镜铁矿嵌布粒度微细,属于难选铁矿石。为考察矿石磁化焙烧过程物相转变规律,进行了焙烧温度、焙烧时间和配煤比对其磁化焙烧效果、铁物相转变过程的影响规律试验。结果表明：在配煤比为12%、焙烧温度为800 ℃、焙烧时间为75 min条件下还原焙烧后,焙烧产品磨细至-0.074 mm占90%,在磁场强度为120 kA/m条件下弱磁选,可获得铁品位为65.95%、回收率77.70%的指标。焙烧温度对镜铁矿磁化焙烧过程影响显著。焙烧温度低于800 ℃时镜铁矿磁化焙烧转变为Fe₃O₄,焙烧温度为800 ℃时,焙烧产品Fe₃O₄含量最高;焙烧温度高于800 ℃时,部分Fe₃O₄又被还原为FeO,产生过还原现象;焙烧温度为900 ℃时,焙烧产品FeO含量最高;焙烧温度达到1 000 ℃时部分FeO被还原成金属Fe。此过程与磁选结果的变化规律相符。另外,焙烧温度达到900 ℃时,部分Fe₂O₃与CaO反应,生成了2CaO·Fe₂O₃,不能通过弱磁选回收。试验结果为该镜铁矿资源的合理利用提供了技术参考。     

江西某低品位锂辉石矿选矿试验

针对江西某低品位锂辉石矿矿泥含量高、现场浮选指标差等问题,进行了选矿试验研究。结果表明：将450 g/t碳酸钠+300 g/t氢氧化钠加入磨机中,矿石磨细至-0.076 mm占70%,脱去-0.15 mm粒级矿泥,以碳酸钠、氢氧化钠、氯化钙作联合调整剂、改性油酸作捕收剂,经1粗3精1扫闭路浮选,可获得Li2O品位为4.45%、回收率为74.17%的锂辉石精矿,精矿Li₂O品位较现场工艺提高了0.39个百分点,回收率提高了12.59个百分点;锂辉石浮选尾矿经弱磁选-高梯度强磁选除铁,获得了Fe₂O₃含量为0.18%的长石精矿。     

云南某地高岭土尾矿（石英砂）综合利用选矿试验研究

云南某地高岭土尾矿的主要矿物成分为石英,含有部分长石和少量的高岭石等杂质矿物,为减少尾矿堆存、实现资源综合利用,对此部分高岭土尾矿(石英砂)进行选矿提纯试验研究。结果表明,试样经“筛分—磨矿—擦洗脱泥—磁选—浮选”的选矿工艺提纯后,获得0.5～0.1mm粒级含量>90%,SiO₂含量为96.65%,Al₂O₃含量为1.38%,Fe₂O₃含量为0.052%的石英精砂,满足平板玻璃Ⅰ类二级品用硅质原料质量要求,为高岭土尾矿资源综合、高值化利用提供了工艺参考,同时为平板玻璃用硅质原料提供了新来源。