晋宁低品位胶磷矿剪切絮凝浮选

以晋宁低品位胶磷矿为研究对象,采用MLA系统分析了该胶磷矿嵌布特性复杂,矿物粒度细,低品位风化严重,分选困难。试验开展了剪切絮凝浮选工艺研究,试验结果表明,剪切搅拌强度、搅拌时间以及剪切搅拌方式影响细粒级胶磷矿的浮选特性,随着剪切搅拌强度的逐渐升高,提供的剪切力逐渐增大,突破能垒实现细粒级矿物絮凝聚团,但强度太大会破坏聚团使浮选回收率下降。针对原矿品位为19.19%的胶磷矿采用剪切絮凝正反浮选,获得了精矿产率为58.88%,品位为28.36%,回收率为87.01%的选矿指标,实现了难选低品位胶磷矿的回收利用。     

微细粒黑钨矿选别工艺及浮选药剂研究现状

由于钨矿资源过度开采,钨矿呈品位低、嵌布粒度细、成分复杂等特点,给回收带来困难。目前微细粒黑钨矿的重选工艺设备有摇床、离心选矿机和螺旋溜槽,浮选除传统浮选工艺外,选择性絮凝、载体浮选、油团聚浮选及剪切絮凝浮选新工艺也在微细粒黑钨矿的选别中得到应用,并逐渐形成了强磁选—浮选、重选—浮选等联合分选工艺。黑钨矿浮选药剂中,脂肪酸类捕收剂主要通过化学吸附作用在矿物表面,可浮性较好但选择性不佳,胂酸类和膦酸类捕收剂选择性好但毒性大,污染环境;使用螯合类捕收剂能够得到较好的选别指标但药剂成本高、性质不稳定。硝酸铅和硫酸亚铁是微细粒黑钨矿浮选的常用活化剂,水玻璃是使用较多的抑制剂。加强联合选别工艺的应用,开发新型高效药剂与组合药剂是提高微细粒黑钨矿选别技术经济指标的关键。     

用油团聚和絮凝-浮选法选别超细粒的研究

在细粒处理中,与表面性质有关的工艺方法如浮选、油团聚和絮凝—浮选法是非常重要的。浮选法是金風矿物选别中最常用的方法,伹在超细粒煤的选别中,浮选作用就显著减弱了。对常规泡沫浮选法作了许多改革,试图提高超细粒的选别效率。絮凝—浮选法和油团聚法新工艺在超细粒的选别和脱水中显示了较好的性能。本文报导了以此两方法选别印度矿山煤细粒的试验结果。特性鉴定后的矿样用油团聚和絮凝—浮选法进行选别。工艺参数通过有系统的改变其数值实现了最佳化.所得到的试验产品与浮选精矿进行了比较.结果表明,油团聚法得到的精矿质量高,絮凝—浮选精矿则具有较好的脱水性能。与常规泡沫浮选法相比,油团聚法和絮凝浮选法更适用于细粒的选别。     

激光粒度分析在研究颗粒团聚过程中的应用

随着矿物资源的贫化,微细粒分选已经成了热门的研究课题。回收微细粒最有效的方法之一是将其团聚成较大颗粒,以适应于常规的选别工艺设备。如目前已用于工业生产的选择性絮凝,载体浮选、油团聚等细粒选别新工艺,均属于这一原理的应用。由于对颗粒团聚理论研究的日益深入,传统的测试方法,如沉降法,筛分法已经不能满足     

微细鲕状赤铁矿颗粒絮凝行为研究

嵌布粒度极细的鲕状赤铁矿（小于20 μm）,极易泥化,具有严重的矿泥覆盖现象,传统的重选、磁选、浮选选矿工艺处理这类矿石,很难取得满意效果,致使微细铁矿物颗粒无法有效回收,造成有用矿物大量流失。已有大量的研究工作表明,选择性絮凝法是处理微细粒赤铁矿的有效分选工艺。为此,针对微细粒鲕状赤铁矿,研究了不同絮凝剂用量、搅拌时间、剪切速率及分散剂用量对絮凝行为的影响,为进一步选择性絮凝分选研究提供基础。     

用加压浮选法分离细粒重晶石-石英和方解石-石英

近年来,伴随矿物资源的枯竭,迫切期待尚未被利用的低品位或结构致密的难处理矿物资源化,细粒矿物的选别技术已成为重要的研究课题。目前,已提出高梯度强磁选、选择性絮凝、超浮选、气泡析出型浮选、电解浮选等作为细粒     

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。     

粘土矿载体浮选的研究

引言众所周知,常规浮选工艺对选别细粒和超细粒的效卒很低。当必须从有价矿物中除去微量杂质或回收贵重矿物时,问题就变得更为严重。已经成功地用于这一目的的一种方法是载体浮选,也叫做超细浮选或背负浮选。在这一方法的工业应用中,用粗粒方解石作为辅助矿物,通过浮选从高岭粘土中脱除了锐钛矿杂质,据报导改善了细粒矿物的     

细粒矿物絮团浮选的理论和应用

絮团浮选是一种分选细粒有用矿物的有效方法.这个方法的基础是,首先分散细矿粒,然后通过添加特效吸附的捕收剂使矿粒表面疏水,再在强裂剪切搅拌矿浆时,使有用矿粒选择性絮凝.添加少量非极性油来强化絮凝过程.本文首先简单叙述了絮团浮选法,再根据试验结果讨论了影响絮团浮选过程的参数,最后介绍了几个应用絮团浮选法分选细粒金银矿物、细粒硫化矿和细粒煤的实例.     

微细粒矿物浮选综述：增大颗粒表观尺寸与减小气泡直径

微细粒矿物的浮选回收是世界性难题,增大颗粒表观直径与减小气泡尺寸为解决该难题的有效途径。论文综述了增大颗粒表观直径的四种方法：疏水絮凝浮选、载体浮选、选择性絮凝浮选和剪切絮凝浮选,详细阐述了其在矿物加工领域中的应用及机理,尤其是增大颗粒表观粒径过程中新药剂的最新研究进展及应用领域。从减小气泡尺寸角度出发,以微纳米气泡在矿物加工领域的应用研究为落脚点,阐述了微纳米气泡现有的稳定性机理,为后续微纳米气泡稳定性机理的深入研究提供参考;系统介绍了微纳米气泡在不同种类微细粒矿物浮选中的应用现状;从微纳米气泡与颗粒间界面作用机理出发,详细阐述了微纳米气泡在界面作用中的角色;举例介绍了微纳米气泡浮选设备的研究进展。提出微纳米气泡强化细粒浮选的机理需要进一步明确,基于微纳米气泡、矿浆精准可控的微纳米气泡浮选设备是微细粒矿物浮选的重要研究方向。     

乳化-絮凝对某金尾矿中微细粒金回收的影响

陕西小秦岭某浮选金尾矿中的金矿物粒度微细,主要以自然金和硫化物包裹金形式存在。为充分回收该尾矿中的金,并了解乳化-絮凝对微细粒金矿物的强化回收效果,进行了常规浮选和乳化-絮凝浮选工艺条件对比试验。结果表明,在矿浆浓度为25%、石灰用量为120 g/t、丁基黄药为100 g/t、2#油为12 g/t的情况下1次常规浮选,可获得金品位为14.00 g/t、金回收率为34.50%的金精矿;在矿浆浓度为25%、石灰用量为120 g/t、丁基黄药为60 g/t、2#油为12 g/t、乳化剂月桂酸皂用量为10 g/t、絮凝剂LR用量为20 g/t的情况下1次乳化-絮凝浮选,可获得金品位为17.31 g/t、金回收率为77.14%的金精矿。与常规浮选精矿指标相比,乳化-絮凝浮选在捕收剂丁基黄药用量下降40 g/t的情况下,金精矿金品位提高了3.31个百分点、金回收率提高了42.64个百分点,表明月桂酸皂乳化-LR絮凝可强化细粒金矿物的回收、大幅度地改善浮选精矿指标。     

湖南某石英型赤褐铁矿选矿试验研究

对湖南某石英型赤褐铁矿进行了选择性絮凝-强磁选-反浮选试验研究。结果表明, 在磨矿细度-0.074 mm粒级占90.80%、水玻璃用量800 g/t、聚丙烯酰胺用量100 g/t、磁选粗选磁场强度1.4 T、扫选磁场强度1.6 T条件下, 获得了铁品位56.17%、回收率60.12%的铁精矿; 强磁选尾矿进行反浮选, 获得了铁品位47.90%、铁回收率31.46%的中矿和铁品位15.69%、铁回收率8.41%的尾矿。选择性絮凝有利于矿泥与铁矿的分离, 可提高铁的回收效果。     

微细粒赤铁矿-石英体系的选择性絮凝试验研究

通过采用常规絮凝剂和新合成絮凝剂絮凝对单矿物和人工混合矿选择性絮凝试验,得出不同选择性絮凝剂对微细粒赤铁矿-石英体系的絮凝效果优劣顺序为:淀粉丙烯酰胺接枝聚合物＞磺化聚丙烯酰胺＞苛化玉米淀粉,综合考虑品位和回收率指标,以淀粉丙烯酰胺接枝聚合物效果最佳。当淀粉丙烯酰胺接枝聚合物接枝聚合物加入量为3mg/L时,沉降物铁品位为42%,铁回收率为91.42%,当用量为1mg/l时,絮凝沉降物最高品位为45%,相比原矿提高了12个百分点,为采用常规选矿方法进一步分选絮团创造了条件。      

EDTA在铌铁矿和石英浮选分离中的选择性抑制作用机理

由于石英容易被金属阳离子活化,导致羟肟酸捕收剂浮选体系下铌矿物和脉石矿物石英的可浮性差异减小,增加了有用矿物和石英之间的分选难度。采用EDTA作为铌铁矿浮选中的石英抑制剂,通过单矿物试验、人工混合矿浮选试验、Zeta电位测试、接触角测试以及X射线光电子能谱仪检测等研究了铌铁矿以及石英的浮选行为和表面性质。当使用辛基羟肟酸(OHA)作为浮选捕收剂时,EDTA对活化后石英有较强的选择性抑制作用,因为EDTA对石英表面金属离子的络合溶解作用减少了OHA在石英表面的吸附,从而实现了铌铁矿和石英的有效分选。浮选试验结果表明,针对铌铁矿和石英质量比为1∶1的人工混合矿,在FeCl₃·6H₂O浓度为20 mg/L、EDTA用量为0.2 mmol/L、矿浆pH值为9.0、OHA浓度为0.05 mmol/L的条件下,可较好地实现铌铁矿和石英的浮选分离,铌铁矿精矿中Nb₂O₅的品位为56.84%,Nb₂O₅的回收率为72.54%,石英的品位为13.17%,石英的回收率为12....     

山西某微细粒铁矿石选矿工艺流程优化试验

山西某微细粒铁矿石选矿厂原采用阶段磨矿—弱磁选—强磁选—阴离子反浮选工艺流程,生产中存在强磁选尾矿铁品位偏高、浮选指标不理想等问题。因此,通过一段强磁选磁场强度优化、弱磁选—强磁选替代絮凝脱泥等方法优化工艺流程。结果表明：①针对铁品位30.60%的试样,在磨矿细度为-0.076 mm占85%的条件下,采用一段弱磁选（143 kA/m）、强磁选（1 114 kA/m）工艺流程,可使强磁选尾矿铁品位降至6.18%,此时铁回收率损失仅为4.82%。②以二段弱磁选—强磁选流程替代原絮凝脱泥工艺,在二段磨矿细度为-0.038 mm占85%的条件下,二段弱磁选、强磁选磁场强度分别为143 kA/m、637 kA/m,浮选给矿铁品位由39.90%大幅提高至48.36%,浮选给矿中-10 μm粒级含量由27.22%降低至22.19%,-20 μm粒级含量由48.79%降低至44.21%。③对二段弱磁选+强磁选混合精矿采用“1粗1精3扫”闭路浮选流程,在1次粗选浮选浓度为25%、温度为30 ℃的条件下,依次添加NaOH 1 200 g/t、淀粉1 000 g/t、CaO 500 g/t,RA-915粗选、精选用量分别为900 g/t、150 g/t,最终可获得铁品位66.13%、铁回收率88.44%的浮选铁精矿,此时浮选尾矿铁品位为15.83%。优化后的试验流程降低了强磁选尾矿铁品位,同时提高了浮选给矿的铁品位,降低了浮选提质降杂难度,对同类型的铁矿石开发利用具有借鉴意义。 关键词 微细粒|铁矿石|高梯度强磁选|阴离子反浮选     

新型螯合捕收剂YH-2浮选低品位胶磷矿研究

针对湖北大峪口磷矿三层矿,进行了白云石和胶磷矿浮选试验研究。纯矿物试验研究了螯合捕收剂YH-2用量对胶磷矿和白云石浮选效果的影响,确定了合适的捕收剂用量,为有效分选白云石和胶磷矿奠定了基础。实际矿物浮选试验采用两段正浮选工艺,浮选温度35℃。闭路试验所获精矿P2O5品位31.16%、精矿MgO品位1.31%、回收率90.73%、尾矿P2O5品位3.42%,取得了良好的分选效果。借助吸附量测试和红外光谱测试,研究了不同pH值对药剂YH-2在矿物表面上的吸附量的影响。结果表明,当pH=9时,胶磷矿表面药剂的吸附量为白云石表面的2.5倍,且YH-2在胶磷矿表面主要为牢固的化学吸附,在此条件下YH-2表现出良好的选择性。     

Rougher flotation of copper sulphide ore using biosolids and humic acids

In the quest of new, less hazardous, and more ambient-friendly froth flotation reagents, the use of biosolids or humic acids as both collector and frother for the concentration of copper sulphide ores was investigated. Rougher flotation tests were conducted in Denver cells on a laboratory scale, and metallurgical indicators such as copper recovery, copper concentrate grade, and concentration and enrichment ratios were compared with those obtained under similar conditions but using conventional collectors and frothers for the industrial flotation of copper sulphide ores. With a dosage of 10% (w/w) biosolids, copper recovery and grade were 26% and 0.81%, respectively. The copper recovery and grade obtained with 1.5% (w/w) salt of humic acids were 29.7% and 3.5%, respectively. A significantly higher copper recovery (65.1%) was obtained with conventional industrial collectors and frothers, but the grade was also low (3.1% Cu). With the same dosage of humic substances, humic acid show that the flotation rate constant was significantly higher (0.2 min⁻¹) than that obtained with the same dosage of biosolids (0.09 min⁻¹). These results indicate that humic acids have more affinity than biosolids for copper-containing mineral species, and also show that biosolids and humic acids could be used as both collector and frother in the sulphide mineral concentration process by froth flotation. Because the distribution of iron in the concentrate obtained with biosolids is highest, these materials seem to have more affinity for pyrite.     

Talc separation from talc-carbonate ore to be suitable for different industrial applications

The natural flotation behaviour of pure talc mineral was first studied by measuring its contact angle, flotation recovery and zeta potential. Polypropylene glycol was used as a frother to increase the talc flotation at relatively shorter times. This study was used to beneficiate talc- carbonate ore to obtain talc concentrates suitable for various industrial uses. Effects of pH and frother dosage on the flotation process were studied. A rougher concentrate, with talc grade of ≈ 60 % and recovery of 90%% was obtained. The rougher concentrate product was reground to 100 % -125 μm and floated at the predetermined optimum flotation conditions. Clean talc concentrate at a recovery of 70% with a grade of 93.5 % from an ore containing 48.69 % talc, was obtained.     

荧光粉分散—絮凝行为及废弃荧光粉选择性絮凝浮选试验研究

废弃荧光粉中含有大量的稀土氧化物，具有极高的回收利用价值。为实现废弃荧光粉中稀土元素的预富集，对荧光粉中不同颗粒的分散—絮凝行为进行了研究。结果表明，废荧光粉的粒径过细，颗粒之间会发生互凝现象，在碱性条件下加入分散剂可强化荧光粉中不同颗粒的分散效果；碱性条件下，大分子量的阳离子聚丙烯酰胺可选择性地吸附在石英表面，增大粒径并加快其沉降速度，从而实现不同颗粒间的分离。针对含有32.33%稀土氧化物的某废弃荧光粉，在研究分散—絮凝行为的基础上，采用选择性絮凝浮选法进行稀土元素的预富集。结果表明，分别以碳酸钠、阳离子聚丙烯酰胺和十二胺为分散剂、絮凝剂和捕收剂，pH=9、絮凝剂用量和捕收剂用量分别为100 g/t和800 g/t的条件下，选择性絮凝浮选可将稀土氧化品位提高至43.65%，显著提高了稀土元素品位，实现了废弃荧光粉中稀土元素的预富集，为废弃荧光粉的综合回收利用提供了技术依据。