光卤石矿全溶结晶氯化钾试验

<正> (一)前言以光卤石矿为原料加工氯化钾的工艺有浮选法、热溶结晶法、冷结晶法以及盐田氯化钾法。浮选法在国内已有多年生产实践,工艺成熟,主要缺点是产品质量较低、粒度     

辽宁某鳞片石墨矿浮选工艺试验

辽宁某石墨矿采用快速浮选与常规浮选工艺进行对比试验研究,2种工艺同样采用3段磨矿,但因石墨矿嵌布粒度较细,快速浮选精矿中部分石墨未能单体解离而影响精矿品位,且2种工艺精矿中大鳞片含量差异不大,故最终选择常规浮选工艺,即采用1段粗磨,粗精矿经2段再磨,5次精选工艺进行试验。最终闭路试验使石墨品位由6.76%提高到97.84%,回收率达到92.63%,获得了高品位石墨精矿。其常规浮选工艺,不但流程简单有效,而且为此地区石墨资源的开发利用提供了有效的技术依据。     

某磷尾矿浮选工艺试验研究

对P2O5含量为19.60％的云南某磷矿擦洗尾矿进行了药剂制度的条件试验研究,确定了最佳药剂制度中Na2CO3用量3.0 kg/t、水玻璃用量4.0 kg/t、分散剂C11用量为400 g/t、抑制剂HA用量为300 g/t和捕收剂LP-Y用量2.0 kg/t;采用正浮选一粗一精闭路流程选别后,得到磷精矿P2 O5品位...     

某天青石矿浮选工艺研究

论述了某天青石矿浮选试验研究结果。研究表明,采用SHS为调整剂、以BK-12S为捕收剂、以PG为起泡剂,经两次粗选、三次精选、一次扫选流程,可以取得较好的浮选分离指标。天青石性脆易过磨,部分天青石矿物嵌布粒度较细,包裹于方解石矿物中,细磨难以单体解离。     

四川某磷矿浮选工艺研究

四川某镁硅质磷矿石中的磷酸盐矿物为氟磷灰石和微含碳的氟磷灰石,矿石P₂O₅平均品位为19.57%。为了解矿石可选性,开展了实验室流程试验,采用单一反浮选试验、正—反浮选试验两种浮选工艺进行了对比试验。单一反浮选工艺试验可获得品位27.03%、回收率为69.26%的磷精矿,精矿中MgO含量为1.42%;正—反浮选工艺试验可获得品位28.26%、回收率为74.28%的磷精矿,精矿中MgO含量为1.38%。试验结果表明：正—反浮选工艺能更好的清除矿石中的硅质,提高磷精矿中P₂O₅平均品位,提高选矿回收率。     

四川某氧化铅锌混合矿浮选工艺试验研究

从试样的工艺矿物学研究出发,经过多方案对比和大量试验研究,采用了"阶段磨矿、阶段选别、先铅后锌、先硫后氧"的优先浮选原则流程,取得了良好的分选指标。试验指标为:铅精矿含铅52.45%、铅回收率95.82%,锌精矿含锌35.26%、锌回收率92.52%。     

云南某氧化铜矿的浮选试验研究

针对云南某氧化铜矿进行了一系列的浮选试验研究。结果表明,采用碳酸钠调整pH值,Na2S硫化,丁黄药作捕收剂,2#油作起泡剂。经过一次粗选、两次扫选的浮选流程,可获得铜精矿品位25.16%,回收率78.08%的浮选指标,比选厂药剂制度简单,且提高了精矿品位和回收率。     

某磷矿分级浮选试验研究

对某磷矿进行了分级浮选探索试验.结果表明:与传统正-反浮选相比,分级浮选不仅能提高精矿的品位和回收率,而且能降低药剂的耗量.分级浮选对正浮选的影响大于反浮选.     

贵州某萤石矿浮选试验研究

根据贵州某萤石矿的原矿性质和萤石精矿的质量要求,对萤石和重晶石采用先混合浮选后分离的方法,选择一次粗选、一次扫选、三次精选的浮选工艺流程,研究萤石矿的浮选工艺条件。通过预先试验初步确定各浮选药剂用量范围,为进一步试验提供了依据。     

重庆某萤石矿浮选工艺研究

对重庆彭水县某萤石矿进行了可选性工艺研究。在弱酸性介质精选工艺制度下,通过"一粗二扫五精"的单一浮选流程,获得的萤石精矿品位CaF2含量99.12%,回收率为85.2%,精矿中SiO2含量为0.18%,CaCO3含量为0.35%的指标。萤石精粉质量达到国家萤石精矿质量标准(GB5690-85)的一级品要求。     

青海盐湖集团公司氯化钾产品预处理-反浮选纯化新工艺

采用预处理-反浮选（一次粗选、一次精选）新工艺提高青海盐湖工业集团有限公司氯化钾产品的纯度。结果表明，新工艺可有效地脱除氯化钾产品中的石膏类杂质，显著提高氯化钾产品的品级。获得的优质氯化钾产品含KCl98．25％，回收率96．70％，含CaSO4 0．40％，硫酸钙脱除率为83．24％。     

铝灰制备聚合氯化铝的实验研究

以铝灰为原料,采用水洗-酸浸法制备聚氯化铝。研究结果表明:铝灰水洗后,在盐酸浓度14.8%、液固比4.5∶1、反应温度90 ℃、反应时间0.5 h、搅拌速率200 r/min、聚合温度50 ℃、聚合时间5 h的优化条件下,铝灰水洗渣铝浸出率达73.49%,液体聚合氯化铝产品盐基度46.73%,Al₂O₃含量9.58%,产品质量达到国家标准。     

卤水提取钾制备硫酸钾的研究

以卤水和氟硼酸钠为原料,反应制备出氟硼酸钾固体,再以浓硫酸和氟硼酸钾反应,制备出硫酸钾。在制备氟硼酸钾步骤中,以氟硼酸钠添加量、反应温度、反应时间为变量;在氟硼酸钾与浓硫酸反应步骤中,以浓硫酸添加量、反应温度、反应时间为变量,通过单因素变量法探索出该工艺海水提钾并制备硫酸钾的最佳条件,即提钾过程中BF4-与K+摩尔比为1.13∶1,反应温度10℃,时间30 min,此条件下钾离子回收率可达92.8%,通过XRD检测可知,沉淀成分为氟硼酸钾。制备硫酸钾过程中,浓硫酸与KBF4摩尔比为0.697∶1,反应温度600℃,时间90 min。该工艺钾提取率较高,所用试剂氟硼酸钠能回收再利用,为我国卤水提钾以解决钾资源缺乏问题开辟了新的思路。     

一种组合抑制剂在光卤石正浮选中的使用效果

青海格尔木盐湖地区在采用冷分解—正浮选工艺从高钙低钾光卤石地表矿生产氯化钾产品的过程中,以单一羧甲基纤维素钠(CMC)作为浮选工序的抑制剂,存在水不溶物得不到充分抑制,产品质量差,KCl回收率也低的问题。为此,将1种阳离子聚胺类药剂W与CMC组成组合抑制剂,比较了其与单一CMC在格尔木盐湖地区高钙低钾光卤石地表矿冷分解产物浮选过程中的使用效果。试验结果显示:采用单一CMC时,1粗1扫所得浮选粗精矿的平均KCl含量为53.41%、平均水不溶物含量为4.98%、平均KCl回收率为93.50%,水不溶物的平均抑制率为73.46%;而采用CMC+W组合抑制剂时,所得浮选粗精矿的平均KCl含量为57.86%、平均水不溶物含量为2.84%、平均KCl回收率为95.53%,水不溶物的平均抑制率为85.82%。两者相比,后者的水不溶物抑制率提高了12.36个百分点,同时所获浮选粗精矿的KCl含量和回收率分别提高了4.45和2.03个百分点,从而证明了后者不仅具有更强的抑制能力,而且具有更好的选择性。     

煅烧分解钾长石提取碳酸钾的实验研究

探讨了碳酸钾助熔焙烧钾长石分解，熟料水浸取，CO2酸化浸取液，过滤除去沉淀，滤液经结晶除杂提取碳酸钾的过程。实验表明：分解钾长石最佳焙烧温度为860℃，焙烧时间40min，滤液酸化后的最佳pH值为8．0，滤液制备出的k2CO3，达到GB／T1587—2000Ⅱ型要求。并用差热／热失重和X粉晶衍射法对焙烧熟料进行分析，初步分析了分解反应的机理。     

赞比亚某铜钴矿浮选回水回用试验研究

以赞比亚某铜钴矿为研究对象,针对铜钴矿浮选回水回用导致铜钴难以有效分离的问题,本文研究了抑制剂对钴矿物的选择性抑制和活化剂对钴矿物的活化作用。采用“一粗、一扫、三精”优先选铜,选铜尾矿采用“一粗、一扫、两精”再选钴的优先浮选工艺,可得到铜品位为31.76%、回收率为94.03%的铜精矿,钴品位为3.25%、回收率为55.29%的钴精矿。本研究可以较好地解决浮选回水回用恶化铜钴分离的问题,实现铜钴的综合回收,为同类型铜钴矿浮选回水回用提供重要技术支撑。     

玻利维亚某铜钼矿浮选试验研究

对玻利维亚某地铜钼矿,通过大量的条件试验,最终确定了铜钼混合浮选工艺的最佳磨矿条件和药剂条件及流程,获得铜、钼品位分别为24.89%和0.52%的铜钼混合精矿,其中铜、钼回收率分别为87.11%和72.51%,为后续的铜钼分离创造了较佳的条件。     

氯化钠改善微晶石墨浮选指标的选矿实验

微晶石墨又称不定型石墨,因结晶太小具有微晶结构而得名。微晶石墨的嵌布粒度细小,细磨矿提纯时浮选泡沫容易与细粒的脉石物理聚合,导致浮选提纯效果不够理想,特别是因固定碳含量越高需要越多的起泡剂,使得浮选泡沫粘度就越高,泡沫产品中物理夹带越严重,造成目前生产中存在精选流程长、产品品位低、生产功耗高等问题。本文对比研究了不同氯化钠与2^#油用量体系下浮选泡沫半衰期的变化规律,确定了添加氯化钠具有改善微晶石墨浮选指标的优良作用,并采用实际矿石进行了验证,该研究成果可为微晶石墨浮选工业应用及推广提供参考依据。     

某含锡尾矿锡石浮选试验研究

云南某锡铜硫化矿的重选尾矿,生产采用摇床重选的方法对其进行回收,存在作业效率低等问题.为了提高尾矿再选作业回收率,降低丢尾锡品位,对某高锡原矿的重选尾矿开展了锡石浮选试验研究.试验结果表明,采用"旋流器脱粗—旋流器脱泥—除硫浮选—锡石浮选"工艺,获得了锡精矿锡品位4.05％、锡石浮选作业回收率63.48％、对重选尾矿回...     

广西某地高砷难选铜铅锑锌矿选矿试验研究

针对某地高砷难选铜铅锑锌矿的特点,采用浮-重流程综合回收铜、铅、锑、锌、钨。浮选采用铜铅锑混浮分离-锌砷混浮分离流程回收铜、铅、锑、锌,混浮尾矿重选回收钨。试验研究表明,采用丁基铵黑药＋OSN＋硝酸铅可有效实现铜铅锑与锌砷分离,石灰＋FN和少量氰化物可有效实现锌砷分离。