高硫铝土矿反浮选中同步脱硫和脱硅的交互影响

针对重庆现有某低品位高硫铝土矿矿石性质，探索一种流程简单的选矿工艺——铝土矿反浮选同步 脱硫脱硅。通过筛选，以十六烷基三甲基溴化铵（CTAB）为脱硅捕收剂，以丁基黄药为脱硫捕收剂，通过单矿物浮 选试验初步研究矿浆中丁基黄药的存在对 CTAB 浮选高岭石性能的影响，以及矿浆中 CTAB 的存在对丁基黄药浮 选黄铁矿性能的影响。结果表明，在 pH=5.0 时，丁基黄药的加入增强了 CTAB 对高岭石的浮选性能，回收率由 42.81% 增加到 86.10%；CTAB 的加入增强了丁基黄药对黄铁矿的浮选效果，回收率由 83.57% 增加到 90.12%。通过 红外光谱分析研究 CTAB 和丁基黄药在浮选中的交互影响可知，CTAB 和丁基黄药在黄铁矿表面均会发生吸附，先 加入丁基黄药再加入 CTAB 有利于黄铁矿的上浮，CTAB 对黄铁矿吸附丁基黄药具有吸附增敏效应。根据单矿物 试验得到的条件，使用上述两种药剂进行重庆某低品位高硫铝土矿同步脱硫脱硅 1 粗 1 精浮选试验，原矿中硫品位 2.14%、氧化铝品位 55.24%、铝硅比为 3.64，获得了精矿产率为 42.87%、硫品位为 0.21%、Al2O3品位为 63.14%、回收 率为 49.00%、铝硅比为 5.29 的较好指标。     

广西某高硫铝土矿反浮选脱硫-聚团浮选脱硅试验

针对我国高硫铝土矿难以利用的现状,以广西某高硫铝土矿为研究对象,采用反浮选脱硫-聚团浮选脱硅原则流程和新型高效铝土矿浮选捕收剂ZY-01进行了选矿试验。确定的选矿工艺流程为1粗1扫1精反浮选脱硫-1粗2扫2精聚团浮铝降硅;采用该流程获得的铝土矿精矿Al₂O₃品位为63.31%、回收率为78.52%、铝硅比为7.38,硫精矿S品位为16.78%、回收率为80.72%。铝土矿精矿指标满足氧化铝生产要求。     

贵州某低品位含硫铝土矿石选矿试验

贵州某低品位含硫铝土矿Al2O3含量为54.71%,SiO2含量为11.35%,铝硅比仅为4.82,且矿石中含硫1.33%。矿石主要含铝矿物为一水硬铝石,主要含硫矿物为黄铁矿。矿石中有用矿物嵌布粒度较细,脱硫时易产生夹带,因而较难实现有效分选。为高效开发利用该矿石资源,对有代表性矿石进行了脱硫脱硅浮选闭路试验。结果表明:在磨矿细度为-0.074mm占90%时,采用1粗3精1扫脱硫浮选、扫选尾矿经2粗4精1扫脱硅、脱硫精扫选尾矿经2粗1精1扫脱硅闭路流程处理该矿石,获得了硫品位为33.72%、Al2O3品位为15.96%、SiO2品位为4.98%、硫回收率为75.16%的硫精矿,Al2O3品位为61.13%、SiO2品位为7.39%、铝硅比为8.27、Al2O3回收率为79.64%的铝土矿精矿。1次磨矿脱硫脱硅浮选,脱硫精扫选尾矿单独脱硅浮选工艺是该矿石处理的高效工艺,对含硫含硅铝土矿石的分选具有借鉴意义。     

低品位高硫铝土矿反浮选同步脱硫硅试验

重庆某低品位高硫铝土矿石Al2O3含量为59.79%,Si O2含量为13.06%,S含量达1.82%,铝硅比为4.58;矿石中的含铝矿物主要为一水硬铝石,一水软铝石少量;硅酸盐矿物种类较复杂,主要有绿泥石、高岭石、伊利石和石英等;硫主要以黄铁矿的形态存在。矿石中高岭石、伊利石、绿泥石等共生关系密切,且与一水硬铝石的嵌布关系较复杂,黄铁矿晶形较规则、嵌布粒度较粗。为确定该矿石的开发利用工艺,进行了选矿试验研究。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.075 mm占77%、矿浆p H=8.5的情况下,以碳酸钠为p H调整剂,无水硫酸铜为活化剂,无机高分子聚合硅酸盐为抑制剂,丁基钠黄药为脱硫捕收剂,松醇油为起泡剂,自主研发的多胺类组合药剂为脱硅捕收剂,采用1粗2扫1精、中矿顺序返回流程处理,可获得Al2O3含量为65.35%、S含量为0.19%、Si O2含量为9.85%、铝硅比为6.63、Al2O3回收率为83.47%的铝精矿,试验指标较理想。     

新型阳离子有机硅QAS222对铝硅矿物浮选行为的研究

考察了自行合成的新型有机硅阳离子表面活性剂QAS222对一水硬铝石、高岭石、叶蜡石和伊利石等4种铝硅矿物的浮选行为,并以其为铝硅酸盐矿物的捕收剂,进行了不同铝硅比的人工混合矿反浮选分离脱硅试验研究。试验研究结果表明,新型阳离子有机硅季铵盐类化合物是铝土矿反浮选脱硅的有效捕收剂;酸性条件下QAS222对一水硬铝石、高岭石、叶腊石和伊利石表现较好的捕收力,但此时反浮选分离趋势不明显;而在碱性条件下,以QAS222为捕收剂,随着矿浆pH值的上升,4种矿物的可浮性出现了不同程度的减低,尤其是当矿浆pH9后,一水硬铝石的上浮率骤减,铝硅矿物之间表现出了良好的反浮选分离趋势;在矿浆pH值为11时,以QAS222为捕收剂,不添加其它任何抑制剂,成功地实现不同铝硅比的人工混合矿的反浮选脱硅,并获得较好的选别指标——当给矿A/S仅有2.7时,仍能获得精矿A/S为12.82,其中Al2O3品位77.79%、回收率69.91%的较好指标,且当给矿A/S不断增大时,精矿中的A/S,Al2O3的品位和回收率都有所提高。     

贵州某高硫高硅铝土矿浮选脱硫脱硅试验

我国高品位铝土矿日渐枯竭,为了更好地开发利用贵州某高硫高硅一水硬铝石型铝土矿,以满足国民经济建设的需要,采用浮选工艺进行了脱硫脱硅试验。在最佳工艺条件下,原矿经过1粗1精1扫反浮选脱硫,脱硫尾矿再经过2粗1精正浮选脱硅流程处理,可获得硫品位为31.62%、硫回收率为82.11%的硫精矿和Al2O3品位为65.55%、含硫为0.45%、铝硅比为9.44、Al2O3回收率为80.03%的铝土矿精矿,铝土矿精矿符合拜耳法溶出要求。     

铝土矿反浮选新型捕收剂QAS224的应用研究

应用自行研制的新型捕收剂QAS224,对Al₂O₃品位为64%左右、铝硅比为6.1左右的河南某铝土矿矿石进行反浮选脱硅试验,结果在磨矿细度为-0.074 mm占81.24%,矿浆pH为11的条件下,通过1次粗选、2次精选、2次扫选,获得了精矿Al₂O₃品位为67.79%,Al₂O₃回收率为81.72%,铝硅比为9.67的较好指标。试验结果证明QAS224是铝土矿反浮选脱硅的有效捕收剂。     

BK430在铝土矿反浮选脱硅中的应用

考察了以BK430作为捕收剂对中国铝土矿资源中一水硬铝石、伊利石和高岭石3种典型矿物的浮选行为。单矿物试验结果表明:在不添加抑制剂和弱酸性条件下,BK430对高岭石和伊利石的捕收力明显强于一水硬铝石;添加一水硬铝石抑制剂DF,有助于进一步扩大一水硬铝石与2种铝硅酸盐矿物的可浮性差异;人工混合矿的试验结果与单矿物试验结果比较吻合。对河南某铝硅比为4.43的铝土矿进行了反浮选脱硅试验,经过脱泥—反浮选可以获得Al2O3/SiO2为9.21,Al2O3回收率为62.49%的精矿。BK430有望成为一种在近中性条件下铝土矿反浮选的脱硅捕收剂。     

重庆某铝土矿反浮选脱硫脱硅工艺技术研究

对重庆某高硫高硅铝土矿进行了浮选试验研究。采用混合加药的方法,使用一粗两扫反浮选工艺流程,在磨矿细度-0.075 mm粒级占77.46%、矿浆pH值 8.0、浮选矿浆浓度25%条件下,以水玻璃为抑制剂、季铵盐和丁基黄药为组合捕收剂、松醇油为起泡剂,可得到精矿氧化铝品位62.18%、硫含量0.11%、氧化铝回收率79.67%的优良指标。     

重庆某高硫铝土矿石选矿试验

重庆某高硫铝土矿石中主要含铝矿物为一水硬铝石,主要含硫矿物为黄铁矿,铝硅比仅为4.73。对该矿石脱硫降硅提铝工艺技术条件进行了研究。结果表明,采用1次粗浮选选硫,2粗3精1精扫、中矿顺序返回浮铝土矿流程处理该矿石,最终获得了Al₂O₃品位为65.81%、含硫0.42%、铝硅比为9.09、Al₂O₃回收率为77.88%的铝土矿精矿,副产品硫精矿硫品位为22.13%、回收率为82.69%、Al₂O₃含量为32.94%、回收率为5.15%。     

贵州某高硫铝土矿反浮选脱硫试验

贵州某高硫铝土矿Al2O3含量为62.60%、硫含量为7.15%,铝硅比为11.54,矿石有用矿物主要为一水硬铝石,属于典型的高品位一水硬铝石型高硫铝土矿。为给该矿石合理开发利用流程确定提供依据,采用反浮选脱硫工艺进行试验。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占85%条件下,以碳酸钠为矿浆p H调整剂,硫酸铜为活化剂,改性淀粉为抑制剂,丁基黄药为捕收剂,松醇油为起泡剂,经1粗1精2扫、精选尾矿和扫选精矿均返回至粗选闭路流程浮选试验,获得了氧化铝含量72.06%、含硫量0.27%的精矿产品,试验结果可以为该铝土矿的资源开发提供参考。     

药剂在锌硫分离过程中的竞争吸附机制研究

通过人工混合矿浮选实验和润湿接触角测试, 考察了闪锌矿与磁黄铁矿浮选分离的影响因素, 并研究了浮选药剂在矿物表面的吸附机制。结果表明 磁黄铁矿影响闪锌矿的浮选并显著降低浮选锌精矿品位。捕收剂与抑制剂在两种矿物表面发生了竞争吸附 在闪锌矿表面, 丁基黄药的吸附能力要强于腐植酸钠;而在磁黄铁矿表面, 腐植酸钠的吸附能力要强于丁基黄药。研究结果表明, 适宜用量的捕收剂配合抑制剂可以较好地实现锌硫浮选分离。     

某低品位红土型铝土矿脱硅提纯选矿试验研究

针对国外某低品位红土型铝土矿进行脱硅提纯选矿试验研究,小型闭路试验研究结果表明,在给矿三水铝石品位52.10%、有效铝硅比3.14、高岭石品位23.3%的条件下,原矿经选择性磨矿-分级,获得了Al2O3品位65.90%、有效铝硅比14.38,有效铝回收率40.12%的+0.15 mm粗粒级精矿;-0.15 mm的筛下产品进入正浮选脱硅作业,以碳酸钠为p H值调整剂、水玻璃为抑制剂、油酸为捕收剂,经1次粗选1次扫选2次精选,中矿顺序返回,可获得Al2O3品位70.90%、有效铝硅比8.36、有效铝回收率为52.29%的浮选精矿;最终综合精矿三水铝石品位68.64%、高岭石含量9.82%,有效铝回收率为92.40%、有效铝硅比11.07,+0.15 mm产品占45.21%,很好地实现了该低品位红土型铝土矿脱硅提纯。     

某地区磁黄铁矿型铅锌硫化矿浮选试验研究

对某地区难选磁黄铁矿型铅锌硫化矿开展了铅、锌综合回收工艺试验研究。以新型酯类铅矿物捕收剂ZQ-11与25^#黑药组合作铅捕收剂浮选铅矿物,铅浮选尾矿进行磁选脱硫,脱硫尾矿以丁基黄药作捕收剂浮选锌矿物,在原矿铅品位1.84%、锌品位4.53%情况下,闭路试验获得了铅品位62.57%、含锌3.30%、铅回收率89.49%的铅精矿和锌品位43.37%、含铅1.01%、锌回收率85.79%的锌精矿,实现了难选磁黄铁矿型铅锌硫化矿的有效回收。     

硫化铜矿新型捕收剂PZO的浮选性能与机理

为检验广州有色金属研究院研制的新型硫化铜矿浮选捕收剂PZO在铜硫分离中的选择性,比较了PZO、丁基黄药和丁铵黑药在不同矿浆pH值、不同用量条件下分别浮选黄铜矿和黄铁矿单矿物的效果,并借助紫外可见分光光谱仪、红外光谱仪对PZO在黄铜矿、黄铁矿表面的吸附量和作用机理进行了研究。结果显示：①在试验pH范围内,丁基黄药、丁铵黑药、PZO对黄铜矿的捕收能力均强于对黄铁矿。②矿浆的酸碱度对黄铜矿可浮性的影响均较小,且黄铜矿回收率的高点在弱酸或弱碱性环境下,黄铁矿在酸性环境下的可浮性明显强于在碱性环境。③3种捕收剂的选择性强弱顺序为PZO＞丁铵黑药＞丁基黄药,在pH=8.5时,黄铜矿与黄铁矿的回收率差值可达68.19个百分点。④PZO是一种酯类浮选药剂,与黄铁矿相比,其更容易在黄铜矿表面吸附,且以化学吸附为主。以上结果表明,PZO在pH=8.5的环境下可高效分离黄铜矿与黄铁矿。     

微细粒一水硬铝石与高岭石的浮选分离

本文叙述了应用改性硅酸钠——含铁硅酸作微细粒高岭石的选择性抑制剂,从—10微米微细粒人工混合矿中成功地用油酸钠浮选分离—水硬铝石的新方法及药剂同矿物表面的作用机理。对—10微米的—水硬铝石、高岭石混合矿(铝硅比为3.1),经一次选别得到铝硅比11.4、脱硅率84.6%、一水硬铝石回收率73%的精矿。研究表明,液态高聚合度的含铁硅酸是一种有效的改性抑制剂,加入碱性矿浆后迅速分散、吸附、羟化、水化,使吸附性能较强的高岭石受到强烈的抑制,从而实现它与一水硬铝石有效的浮选分离。     

以羟乙基纤维素为抑制剂浮选分离铜硫

为检验铜硫分离新型抑制剂HEC的有效性,并了解HEC作用效果的影响因素,以丁基黄药为捕收剂,对黄铜矿、黄铁矿纯矿物进行了浮选试验,并以HEC为抑制剂进行了实际矿物浮选试验。结果表明：①丁基黄药对黄铜矿的捕收能力强于黄铁矿,且几乎不受矿浆pH值的影响,在无抑制剂的情况下,高碱环境可抑制黄铁矿的上浮。②HEC可用于铜硫分离,用量为200 mg/L时可显著抑制黄铁矿,但对黄铜矿的抑制能力很弱。③抑制剂HEC适宜在pH=7的环境下浮选分离黄铜矿与黄铁矿的人工混合矿。④在分选内蒙古某铜硫矿石时,以HEC为铜硫分离黄铁矿的抑制剂,可获得铜品位为23.21%、铜回收率为81.75%的铜精矿,以及硫品位为13.20%、硫回收率80.83%的硫精矿,较好地实现了铜硫分离。     

闲林埠钼铁矿铁精矿脱硫和提高铁精矿品位的研究

对闲林埠高硫铜铁矿石进行了铁精矿降硫选矿工艺流程试验研究。试验选择盐酸作为磁黄铁矿的活化剂和矿浆ｐＨ值调整剂；异丁基黄药、丁基醚醇作为捕收剂和起泡剂，对磁选后的铁精矿进行脱硫浮选，然后对脱硫后的铁精矿进行再磨再磁选。工业试验获得铁精矿品位达６０．２９％、含硫０．７６％的较好结果。     

提高某铅锌矿浮选回收率试验研究及实践

某铅锌多金属硫化矿中含有方铅矿、闪锌矿、黄铁矿、磁黄铁矿、银矿物、毒砂等。为提高资源利用率,加强回收有用矿物,采用优先浮选工艺流程,在铅浮选作业中,采用选择性组合药剂(硫酸锌+亚硫酸钠+DMDC)作为锌闪矿、黄铁矿、磁黄铁矿和毒砂抑制剂,采用选择性组合药剂(SK9011+乙硫氮)作为方铅矿、银矿物的捕收剂。在锌浮作业中采用石灰抑制黄铁矿、磁黄铁矿和毒砂,硫酸铜活化闪锌矿,丁基黄药为捕收剂,实现了锌硫矿物有效分选。在硫浮选作业中采用硫酸铜活化黄铁矿、磁黄铁矿,丁基黄药为捕收剂,使黄铁矿和磁黄铁矿有效回收。工业应用期间,铅回收率提高了3.03个百分点,银回收率提高了4.78个百分点,锌回收率提高了1.24个百分点;获得硫精矿硫品位46.07%,硫回收率73.06%。     

贵州某低铝硅比铝土矿石浮选脱硅试验研究

贵州某低铝硅比铝土矿石Al2O3品位为6035%、SiO2含量为1353%,铝硅比为446;含铝矿物主要为一水硬铝石,含硅矿物主要为高岭石、伊利石、绿泥石。为确定该矿石的开发利用工艺进行了选矿试验。结果表明,矿样在一段磨矿细度为-0074 mm占7452%的情况下1粗1扫、粗精矿再磨细度为-0053 mm占8765%的情况下1粗3精2扫、中矿顺序返回闭路正浮选流程脱硅,获得了Al2O3品位为6749%、铝硅比为881、Al2O3回收率达7804%的铝土矿精矿,脱硅效果显著,为下一阶段工作的开展提供了依据。