齐大山选矿分厂磁选精矿剪切絮凝正浮选研究

针对齐大山铁矿选矿分厂反浮选工艺不能有效回收微细粒铁矿物,导致尾矿品位较高的现象,在实验室以石油磺酸钠作为捕收剂和絮凝剂,进行了齐大山铁矿选矿分厂磁选精矿剪切絮凝正浮选研究。结果表明：使磁选精矿发生剪切絮凝的适宜条件为磨矿细度-0.037 mm占85%,矿浆pH=3,石油磺酸钠用量5 kg/t,水玻璃用量300 g/t,搅拌强度2 200 r/min,剪切絮凝时间6 min。在此条件下将磁选精矿剪切絮凝后进行1粗3精1扫闭路浮选,获得了精矿铁品位为66.80%,回收率为95.93%,尾矿铁品位仅5.03%的较好指标。     

贵州某红土型锐钛矿化学选矿预富集试验

贵州织金某矿区红土型锐钛矿石TiO_2含量为7.55%,主要钛矿物为锐钛矿,主要脉石矿物为石英、针铁矿、高岭石和海泡石,属难选锐钛矿石。根据矿石性质的特点,对矿石进行了加碱焙烧—酸浸试验。结果表明:在氢氧化钠用量为700 kg/t,焙烧温度为450℃,焙烧时间为35 min,盐酸用量为200 kg/t,盐酸浸出时间为12 min条件下,获得的锐钛矿精矿TiO_2品位为28.89%、TiO_2回收率为86.75%,较好地实现了钛的预富集。焙砂水浸滤液中的大量偏铝酸钠、硅酸钠分别可用来生产纳米氢氧化铝和水玻璃。     

萤石矿浮选的正交试验研究

采用正交试验法对硅质萤石矿进行了浮选试验研究。研究了碳酸钠、水玻璃、捕收剂用量对萤石粗精矿品位、回收率、浮选粗选作业选矿效率的影响,从而确定萤石浮选的最佳工艺参数及影响萤石粗精矿品位、回收率、浮选粗选作业选矿效率的主要因素。结果表明,当碳酸钠用量为1500 g/t、水玻璃用量为500 g/t、捕收剂用量为480 g/t时,浮选后的萤石粗精矿品位为80.68%,回收率为92.11%。     

某石英型萤石矿石浮选试验研究#br#

某石英型萤石矿石的CaF2品位为44.38%,为高效开发利用该矿石资源,进行了选矿工艺研究。结果表明：矿石在磨矿细度为-0.074 mm占54%,油酸用量为1.5 kg/t、碳酸钠为600 g/t、水玻璃为400 g/t,浮选温度为30 ℃,搅拌调浆时间为7 min的情况下,采用1粗5精1扫闭路浮选流程处理,最终可获得CaF2品位为97.15%、回收率为90.36%的优质萤石精矿。     

某石英型萤石矿石浮选试验研究

某石英型萤石矿石的CaF_2品位为44.38%,为高效开发利用该矿石资源,进行了选矿工艺研究。结果表明:矿石在磨矿细度为-0.074 mm占54%,油酸用量为1.5 kg/t、碳酸钠为600 g/t、水玻璃为400 g/t,浮选温度为30℃,搅拌调浆时间为7 min的情况下,采用1粗5精1扫闭路浮选流程处理,最终可获得CaF_2品位为97.15%、回收率为90.36%的优质萤石精矿。     

恩施某鲕状赤铁矿选矿试验研究

采用磁化焙烧—磁选—反浮选流程对恩施某细粒嵌布鲕状赤铁矿矿石进行了选矿试验。结果表明,矿石在还原剂用量为7%、焙烧温度为850℃、焙烧时间为90 min条件下焙烧后,磨细至-0.074 mm占85%,在磁场强度为278.67 kA/m条件下弱磁选,磁选精矿在NaOH用量为1 500 g/t、淀粉用量为1 200 g/t、CaO用量为900 g/t、RA-715用量为750g/t、2#油用量为20 g/t条件下进行浮选试验,可以获得铁品位为63.78%,回收率为58.72%,含磷0.25%的铁精矿。     

酒钢粉矿强磁选—造球—焙烧反浮选试验

对酒钢-15 mm粉矿进行了选矿试验。结果表明:在磨矿细度为-0.074 mm占69.50%条件下,经1粗2扫强磁选,强磁选精矿在膨润土添加量为1.0%时进行造球,所造球团在焙烧温度为600℃、煤粉用量为3%、焙烧时间为30 min条件下进行焙烧,获得的焙烧产品铁品位为48.30%。焙烧产品磨细至-0.1 mm,在磁场强度为144 k A/m条件下弱磁选,可以获得铁品位为59.39%的精矿;焙烧产品以GE-609为捕收剂经1粗1精1扫反浮选,可以获得铁品位为58.25%的精矿。两种流程获得的精矿指标均能达到与现场块矿竖炉焙烧—弱磁选—反浮选指标接近。试验结果可以为酒钢粉矿开发利用提供技术支持。     

某高硫铁矿选矿试验研究

针对含硫22.11％的30万t高硫铁矿露天存放占地且影响环境及安全的问题,为妥善处置,进行了选矿分离提纯工艺研究.采用不磨矿直接浮选工艺,当乙基黄药和2#油用量均为200 g/t,浮选时间10 min,可选出产率41.28％、硫品位47.42％、硫回收率88.53％的硫精矿,尾矿产率58.72％,硫品位4.32％;尾矿...     

难选硅钙质胶磷矿正反浮选研究

为了高效利用中低品位胶磷矿, 对大峪口磷矿进行了原矿工艺矿物学和浮选工艺参数优化研究。在磨矿细度-0.074 mm粒级占96.77%, 正浮选矿浆温度40 ℃、碳酸钠用量7.0 kg/t、水玻璃用量6.0 kg/t、碳酸盐抑制剂NO-2用量 0.6 kg/t、捕收剂棉油皂用量0.35 kg/t, 反浮选硫酸用量18.0 kg/t、磷酸用量3.0 kg/t、棉油皂用量0.30 kg/t条件下, 对原矿品位22.28%的大峪口磷矿进行分选处理, 获得了精矿P₂O₅品位30.68%、回收率83.66%的良好选矿指标。     

从含银锰精矿中浸出银的试验研究

通过对某银锰精矿的选矿试验研究,确定中温氯化焙烧-氰化浸出作为选矿原则流程.试验结果表明,在氯化焙烧采用中温750℃、焙烧时间30min以及氰化钠用量6kg/t、浸出时间1h的条件下,银的浸出率可达88.54%.     

基于磁选预富集的湖北枣阳金红石矿石选矿试验

为高效率、低成本、小污染、高效益地开发利用湖北枣阳金红石矿石资源,根据主要脉石矿物有弱磁性,而金红石无磁性的特点,以高梯度中强磁选预富集工艺为基础进行了金红石选矿试验。结果表明：①在磨矿细度为-0.074 mm占88.60%的情况下,1粗1扫高梯度中强磁选抛尾产率可达29.16%,中强磁选精矿金红石含量为3.07%、回收率为89.50%;②高梯度中强磁选精矿经1粗3精3扫闭路浮选,可获得金红石含量64.53%、回收率为82.21%的金红石浮选精矿;③金红石浮选精矿采用高梯度强磁选-焙烧-酸浸工艺提纯,高梯度强磁选背景磁感应强度为1.2 T,焙烧温度为900 ℃、时间为45 min,盐酸浸出的酸浓度为10%、液固比为1∶5、温度为80 ℃、时间为30 min,最终获得金红石含量为87.88%、回收率为71.21%、TiO2品位为90.12%的金红石精矿。与传统的重选预富集工艺相比,采用磁选工艺可减少细粒金红石损失,提高金红石回收率,为国内金红石资源的高效开发利用提供了一种新思路。     

分散态磁化焙烧-磁选回收某金尾矿中的铁

采用分散态磁化焙烧-磁选方法对某金尾矿中含量为27.26%的铁进行回收试验,着重考察了焙烧时间、磁场强度、分散剂（六偏磷酸钠）用量、絮凝剂（油酸+煤油）用量对精矿铁品位和回收率的影响。试验结果表明：将原料于850 ℃和CO所占气体体积分数为2%的气氛中分散态磁化焙烧5 min,对得到的焙烧矿在磁场强度为111.44 kA/m、分散剂和絮凝剂掺量分别为2.50和5.64 kg/t的条件下进行1次弱磁选,可以获得品位为57.15%、回收率为81.43%的铁精矿。     

硫酸渣磁化焙烧过程中铁的转化规律及分离试验研究

采用磁化焙烧-磁选工艺回收硫酸渣中的铁,考察了焙烧温度、焙烧时间、煤粉用量以及磨矿细度等因素对铁精矿质量的影响,最终确定了焙烧温度750 ℃、焙烧时间50 min、还原剂煤粉用量8%为最佳焙烧条件。物相分析结果表明,磁化焙烧后硫酸渣中的铁主要以磁铁矿形式存在。焙烧矿磨矿细度为-0.045 mm粒级占87.31%时,采用一粗一扫闭路磁选工艺可获得铁品位65.58%、回收率96.99%的铁精矿,且精矿中的铁99%为磁性铁。     

某低品位难选菱铁矿磁化焙烧-磁选试验研究

对新疆某低品位菱铁矿矿石进行了提铁降杂试验研究。采用磁化焙烧-阶段磨矿-阶段磁选工艺,在焙烧温度800 ℃、焙烧时间45 min、一段磨矿细度-0.075 mm粒级占55.00%、一段弱磁选场强0.15 T、二段磨矿细度-0.075 mm粒级占91.60%、二段弱磁粗选场强0.12 T、二段弱磁精选场强0.12 T条件下,可获得产率49.32%、TFe品位63.02%、铁回收率91.36%的铁精矿,铁精矿中SiO₂、Al₂O₃、S和P杂质含量低,符合磁铁精矿C63级别质量要求。     

苏丹某铁矿选矿试验研究

针对苏丹某铁矿进行选矿工艺技术研究。试验表明,在焙烧温度为850 ℃、焙烧矿与煤比例为100∶10时,焙烧80 min,焙烧产品磨至74%-0.074 mm进行磁选,磁选精矿用10%浓度的盐酸浸出180 min,可获得产率为34.65%,铁品位60.52%,铁回收率51.26%,含磷0.29%的铁精矿。     

铁坑褐铁矿石压球-磁化焙烧-弱磁选试验

为使铁坑褐铁矿石能得到高效利用,采用压球-磁化焙烧-弱磁选工艺对其进行了选矿试验,主要考察了成球条件对球团强度的影响及磁化焙烧条件和磨矿细度对铁精矿指标的影响。试验结果表明：在内配煤、水、黏结剂CMC与原矿的质量比分别为20%、10%、0.5%,压力为190 kN的条件下压球,可使球团的强度达到要求;球团在外配煤与原矿的质量比为15%、焙烧温度为900 ℃、焙烧时间为50 min的条件下磁化焙烧,焙烧矿磨至-0.074 mm占85%后进行磁场强度分别为159.2和119.4 kA/m的1粗1精弱磁选,可获得铁品位为63.55%、SiO₂含量为6.38%、铁回收率为83.54%的铁精矿。     

新型捕收剂GC-I在铜矿渣浮选中的应用

铜冶炼炉渣为铜精矿经冶炼加工后剩余的炉渣,有价金属铜含量丰富,具有综合回收利用价值。某铜矿渣选厂采用Z-200为铜矿物捕收剂,选择性较好,但价格昂贵,基于此,研发了一种新型廉价浮选药 剂替代Z-200。通过丁基黄原酸钠和二氯乙烷反应,合成新型捕收剂GC-I。与Z-200相比,新型捕收剂GC-I具有更低的药剂成本,更好的选择性。在磨矿细度为-0.045 mm占74%,石灰用量400 g/t,水玻璃用量600 g/t ,GC-Ι用量105 g/t的条件下,经“1粗3扫”,获得铜品位23.84%、铜回收率82.37%的铜精矿;相同条件下,以Z-200为捕收剂,铜精矿中铜品位21.43%,铜回收率82.23%。通过闭路试验指标计算年药剂成本为69.93 万元,每年预计降低药剂成本19.98万元,经济效益可观,具有一定的推广应用价值。     

响应曲面法优化褐铁矿精矿回收率工艺参数的研究

针对老挝某难选褐铁矿,采用“还原焙烧-弱磁选”工艺流程选铁,首先进行了原矿还原焙烧单因素试验,研究了焙烧温度、焙烧时间和碳粉用量对精矿品位及回收率的影响,结果表明,原矿经充分还原焙烧后磁选,铁精矿铁品位均达到61%以上。在单因素试验基础上,借助响应曲面法建立模型设计实验方案,对还原焙烧工艺参数进行优化,探讨三因素交互作用对精矿回收率的影响,得到优化后的还原焙烧工艺条件为:焙烧温度873 ℃、焙烧时间75 min和碳粉用量2 g(相对50 g原矿),在优化条件下进行验证试验,精矿回收率达到91.99%。验证试验结果表明,实际试验值与优化预测结果相差1.09%,该试验模型可信度较高。