浮选精矿在进入磁选前的分散

浮选精矿高梯度磁选和湿式强磁场磁选的实验室试验证明，磁选的品位和回收率在很大程度上受到原给矿矿粒分散状态的影响。在本次研究中，以用脂肪酸捕收剂浮选后的锂辉石浮选精矿为例，当为改善矿粒的分散状况，把矿浆的ｐＨ值从７调节到２时，其回收率提高了１０％。对于用膦浮选后含有闪锌矿和黄铜矿的铅精矿产品，其品位和回收率在ｐＨ值为５左右时均为最佳，回收率提高约５％。     

磁选工艺的进展

磁学的最新进展已经导致强磁选机、高梯度磁选机和低温超导磁选机的成功发展,这些磁选机能够有效地处理范围很宽的、过去未曾解决的分选难题。例如,新的一代磁选机能够分选粒度很细的顺磁性弱磁物料;新的磁过滤技术成功地用于废水处理中除去亚微细粒。本文评述强磁选(主要作为选矿工艺用)的过去、现在和将来。在回顾磁选简史时,还涉及到磁选理论(正是这些理论引出了现代磁选机的轮廓和设计);并介绍几种不同类型磁选机及其主要特征和性能。此外,还将列举强磁选现在的和潜在的几种用途,其中包括矿石选矿、选煤、陶瓷和化学产品的净化等。本文还要讨论“高临界温度超导磁选机”诞生的可能性。     

鞍千贫赤铁矿磁选精矿反浮选提纯试验

以鞍千贫赤铁矿石的磁选精矿为研究对象,采用醚胺类复配捕收剂DLT-Ⅰ和改性淀粉抑制剂DLT-Ⅱ,开展反浮选条件优化试验研究。结果表明,适宜的矿浆pH值为9.0,捕收剂DLT-Ⅰ用量为125 g/t,抑制剂DLT-Ⅱ用量为300 g/t。在单因素条件试验的基础上,经一粗一精三扫的浮选闭路试验,获得了浮选精矿TFe品位67.01%、回收率93.70%的技术指标,尾矿TFe品位为15.28%,为鞍千贫赤铁矿石的高效开发利用提供了借鉴。     

湿式高场强磁选模拟

本文详细阐述了一个湿式高场强磁选的数学模型。该模型为参数模型，考虑了湿式高场强磁选作业中的主要作业变量。这个模型将颗粒回收率作为颗粒粒度和磁导率的函数进行预测，将预测值与分析数据相结合即可得到矿物品位和回收率的预测值。将该模型与实验室ＷＨＩＭＳ试验所获数据进行了对照，其中包括矿物品位和回收率，磁性能测定ＷＨＩＭＳ试验所获数据进行了对照，其中包括矿物品位和回收率，磁性能测定。模型预测值提供了与试验研     

东鞍山高碳酸铁矿石磁选精矿分步浮选工业试验

在前期实验室试验的基础上,在现场进行了东鞍山铁矿高碳酸铁矿石磁选混合精矿分步浮选的工业试验,获得了铁品位为64.80%、铁作业回收率为72.89%的浮选精矿,验证了分步浮选工艺在工业上应用的可行性。工业试验期间对粗细分选-重选-磁选-分步浮选全流程进行了流程考察,结果表明,采用分步浮选技术可使东鞍山铁矿过去无法处理的高碳酸铁矿石得到利用,所得综合铁精矿的铁品位为63.02%、铁回收率为63.77%。     

湿式强磁场磁选工艺在我国黑钨选矿中的应用

本文以实例阐述了湿式强磁选在我国黑钨矿选矿生产和试验中的应用。该工艺应用于钨细泥原矿的粗选、细泥粗精矿的精选、细粒(泥)钨精矿的钨—锡分离和钨—钙分离等方面都获得了很好的技术经济指标。通过比较,说明湿式强磁选比用重选或浮选处理黑钨细泥能提高细泥回收率、降低选矿成本;湿式强磁精选细粒(泥)钨精矿比干式磁选更能明显地降低锡、钙、磷、硫、铝等杂质含量,提高细粒精矿的特级品率和精选回收率。因而有必要进一步开展各类不同性质钨细泥原矿的湿式强磁选处理试验研究,在黑钨矿精选中普遍推广应用湿式强磁选工艺,以求进一步提高黑钨矿选矿的技术经济效果。     

白云鄂博氧化矿强磁选精矿浮选工艺研究

包钢选矿厂现行反浮选工艺流程对白云鄂博氧化矿强磁选精矿的选别效果较差,使白云鄂博氧化矿的精矿质量受到影响。为此,对白云鄂博氧化矿强磁选精矿进行了单一反浮选方案、反浮选-正浮选方案及正浮选-反浮选方案的试验比较。根据比较结果,采用反浮选-正浮选方案进行闭路流程试验,取得了精矿铁品位为59.32%,铁回收率为64.52%的较好选别指标。     

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。     

白钨浮选尾矿回收黑钨矿的强磁选试验研究

某大型黑白钨矿含0.44%WO3,WO3在白钨矿、黑钨矿和钨华中分布率分别为65.61%、29.41%和4.98%,采用先浮选白钨矿,其尾矿回收黑钨矿的选矿方法。因为白钨浮选尾矿品位低,所以直接浮选黑钨矿难度较大。为了提高黑钨浮选入选品位,经试验研究,采用高梯度磁选机,经一次粗选、一次扫选、强磁选,可获得较好的黑钨强磁精矿选别指标。小型试验指标:对含0.235%WO3的强磁给矿,获得黑钨强磁精矿品位0.47%WO3,钨回收率90.64%。工业试验指标:对含0.20%WO3的强磁给矿,获得黑钨强磁精矿品位0.43%WO3,钨回收率73.26%。     

HYIC捕收剂强化鞍千混合磁选精矿反浮选效果试验

鞍千选矿厂为了优化选别工艺中的反浮选效果,取浮选入选的混合磁选精矿进行浮选试验,进行了抑制剂、活化剂、捕收剂用量及常规捕收剂TD-Ⅱ与新型捕收剂HYIC浮选效果对比试验。试验结果表明：固定矿浆pH值为11.5、抑制剂淀粉用量1 200 g/t、活化剂CaO用量500 g/t、粗选捕收剂用量800 g/t、精选捕收剂用量300 g/t,采用常规捕收剂TD-Ⅱ时,闭路试验获得了精矿铁品位68.20%、铁回收率88.73%的选别指标;采用新型捕收剂HYIC时,闭路试验获得了精矿铁品位68.25%、铁回收率90.04%的选别指标;使用捕收剂HYIC比采用捕收剂TD-Ⅱ所获得的浮选精矿产率、铁品位、铁回收率分别高0.91,0.05,1.31个百分点,捕收剂HYIC可以强化反浮选效果,提高选厂的经济效益。     

某含大量矿泥氧化钴矿的选矿工艺流程研究

某含大量矿泥氧化钴矿工艺矿物学研究表明,原矿中的主要有用矿物为裼铁矿和杂水钴矿及少量的水钴矿,杂水钴矿普遍含铁、锰,钴主要存在于钴的独立矿物杂水钴矿中,褐铁矿中亦含有少量钴,褐铁矿及水钴矿、杂水钴矿类矿物约占10%,以风化产物充填在石英颗粒间。主要脉石矿物为石英及其风化产物,占有量约65%～70%,少量浸染褐铁矿的黏土矿类矿物,占有量约15%～20%。未见独立的铜矿物,铜主要存在于含钴矿物及褐铁矿中,铜、钴关系密切,不可能分别富集,铜将在选钴的过程中得到富集,获得含铜钴精矿;本研究推荐工艺流程为:原矿预脱原生泥后磨矿,强磁选脱次生矿泥再抛尾,采用浮选得到最终产品,并控制产品质量,使铜钴精矿钴品位大于3%、铜品位大于1%。     

强磁选—浮选分离某铜铅混合精矿

青海某铜铅锌矿选厂产出的铜铅混合精矿含Cu 1.96％、Pb 56.39％,但该混合精矿中方铅矿粒度微细,采用传统的铜铅浮选药剂存在着分离效果差、产品金属互含高等问题.为了提高铜铅分离效率,基于黄铜矿具有弱磁性的特点,采用强磁选—浮选工艺对该混合精矿进行处理.在背景磁场强度1.5 T、脉冲冲次25 Hz的参数条件下,磁选扩大试验获得了含Cu 0.53％、Pb 59.32％的磁选尾矿,可作为铅精矿产品直接销售,以及含Cu 3.32％、Pb 49.40％的磁选精矿,可进一步通过浮选工艺可得到合格的铜精矿和铅精矿.最终获得含Cu 17.63％、Pb 9.31％、Cu回收率71.48％的铜精矿和含Cu 0.61％、Pb 59.72％、Pb回收率98.67％的铅精矿,相比于直接浮选工艺,采用磁浮联合工艺可明显降低铜铅分离的难度,提高了分离效率,为下一步开展现场改造提供了依据.     

强磁选—浮选分离某铜铅混合精矿

青海某铜铅锌矿选厂产出的铜铅混合精矿含Cu 1.96％、Pb 56.39％,但该混合精矿中方铅矿粒度微细,采用传统的铜铅浮选药剂存在着分离效果差、产品金属互含高等问题.为了提高铜铅分离效率,基于黄铜矿具有弱磁性的特点,采用强磁选—浮选工艺对该混合精矿进行处理.在背景磁场强度1.5 T、脉冲冲次25 Hz的参数条件下,磁选扩大试验获得了含Cu 0.53％、Pb 59.32％的磁选尾矿,可作为铅精矿产品直接销售,以及含Cu 3.32％、Pb 49.40％的磁选精矿,可进一步通过浮选工艺可得到合格的铜精矿和铅精矿.最终获得含Cu 17.63％、Pb 9.31％、Cu回收率71.48％的铜精矿和含Cu 0.61％、Pb 59.72％、Pb回收率98.67％的铅精矿,相比于直接浮选工艺,采用磁浮联合工艺可明显降低铜铅分离的难度,提高了分离效率,为下一步开展现场改造提供了依据.     

强磁选—浮选分离某铜铅混合精矿

青海某铜铅锌矿选厂产出的铜铅混合精矿含Cu 1.96％、Pb 56.39％,但该混合精矿中方铅矿粒度微细,采用传统的铜铅浮选药剂存在着分离效果差、产品金属互含高等问题.为了提高铜铅分离效率,基于黄铜矿具有弱磁性的特点,采用强磁选—浮选工艺对该混合精矿进行处理.在背景磁场强度1.5 T、脉冲冲次25 Hz的参数条件下,磁选扩大试验获得了含Cu 0.53％、Pb 59.32％的磁选尾矿,可作为铅精矿产品直接销售,以及含Cu 3.32％、Pb 49.40％的磁选精矿,可进一步通过浮选工艺可得到合格的铜精矿和铅精矿.最终获得含Cu 17.63％、Pb 9.31％、Cu回收率71.48％的铜精矿和含Cu 0.61％、Pb 59.72％、Pb回收率98.67％的铅精矿,相比于直接浮选工艺,采用磁浮联合工艺可明显降低铜铅分离的难度,提高了分离效率,为下一步开展现场改造提供了依据.     

一种难选铁矿石磁选精矿的浮选新工艺研究

为了更好地解决含碳酸盐铁矿石磁选精矿的浮选问题,进行了添加分散剂的直接反浮选新工艺试验研究。研究结果表明,添加分散剂可以削弱碳酸铁对反浮选带来的不利影响,获得品位为66.26%、回收率为70.23%的铁精矿,流程结构较为简单。     

司家营铁矿磁选精矿阳离子反浮选试验研究

河北钢铁集团矿业有限公司司家营铁矿选矿厂采用以NaOH为pH调整剂、淀粉为抑制剂、石灰为活化剂、GK-68为捕收剂的阴离子反浮选工艺处理弱磁选和强磁选所得混合精矿,存在药剂制度复杂且矿浆需加温的弊端。为此,从武汉理工大学研制的阳离子捕收剂GE-609和中南大学研制的阳离子捕收剂HYS-2中筛选出GE-609对司家营铁矿选矿厂磁选混合精矿进行了阳离子反浮选试验,并模拟现场流程和药剂制度进行了阴离子反浮选对比试验。试验结果表明,在常温和不改变原有流程结构的情况下,GE-609仅与淀粉1种药剂配合,可获得铁品位为65.37%、铁回收率为84.10%的最终铁精矿,而模拟阴离子反浮选在40 ℃下所获最终铁精矿的铁品位为65.55%、铁回收率为79.44%。由此可见,采用GE-609进行阳离子反浮选不仅可达到实现常温浮选和简化药剂制度的目的,还可较大幅度地提高铁的回收率。     

反浮选制取高纯铁精矿的研究

小型试验和半工业试验表明,将安庆铜矿生产中含ＴＦｅ６４．６８％,ＳｉＯ２４．６２％的普通铁精矿经旋流器分级,溢流磁选,磁精矿反浮脱硅,可获得产率９．２３％,ＴＦｅ６９．０７％的高纯铁精矿和含ＴＦｅ４．４８％的铁精矿。     

用GE-609捕收剂反浮选博伦铁矿磁选精矿

新疆博伦铁矿磁化焙烧-磁选所得铁精矿铁品位仅60%左右,含硅量在10%以上。为提高该矿铁精矿的质量,采用武汉理工大学研发的高效阳离子捕收剂GE-609进行了提铁降硅反浮选试验,获得了铁品位为65.59%、铁回收率95.94%的反浮选铁精矿。由于反浮选尾矿含铁量较高,达21.36%,又对反浮选尾矿进行了弱磁粗选-再磨-弱磁精选处理,将尾矿含铁量降到了14.87%,所得弱磁选精矿铁品位为38.12%,可返回至反浮选作业。     

东鞍山高碳酸盐铁矿石磁选精矿浮选工艺研究

东鞍山铁矿高碳酸盐矿石中的菱铁矿常使东鞍山烧结厂的反浮选工序“精尾不分”,导致这些高碳酸盐矿石不能入选。为此,采用纯矿物配成的人工混合矿研究了菱铁矿对假象赤铁矿与石英常规反浮选的影响,并进行了人工混合矿及东鞍山高碳酸盐赤铁矿石磁选混合精矿的分步浮选试验。其中磁选混合精矿的分步浮选闭路试验在第1步正浮选时预先除去了占总量9.13%的菱铁矿,使第2步反浮选获得了铁精矿品位为66.34%、回收率为71.60%的良好分选指标,从而证明分步浮选是东鞍山高碳酸盐铁矿石的有效浮选工艺。