四川某稀土矿尾矿中回收萤石的试验研究

四川某稀土尾矿中CaF2品位为24.67%,属于中低品位伴生萤石矿资源,具有一定的经济回收价值。根据该尾矿中主要脉石矿物组成及嵌布特性,经选矿试验研究,获取最佳萤石回收工艺流程。结果表明,在一段磨矿细度-0.074mm占60.16%条件下,采用调整剂碳酸钠、抑制剂酸化水玻璃、捕收剂OZ,经“1次粗选、2次粗精选、1次扫选”的试验流程得到萤石粗精矿;萤石粗精矿在二段磨矿细度-0.074 mm占79.26%条件下,采用抑制剂WS,捕收剂油酸,经“1次精粗选、7次精选、2次扫选”的闭路试验流程,最终获得含CaF2含量97.43%、回收率50.72%的萤石精矿1,CaF2含量93.25%、回收率25.97%的萤石精矿2,萤石总回收率76.69%,实现了对该稀土矿尾矿中萤石的回收。     

响应曲面法优化铜硫浮选分离试验研究

根据对铜矿的工艺矿物学分析,制定了先混合浮选后铜硫分离的工艺流程。通过单因素试验确定了混合浮选粗选丁基黄药与丁铵黑药最佳用量为180 g/t+90 g/t,二段磨矿最佳磨矿细度为-0.045 mm含量为80%,铜硫分离粗选捕收剂Z-200最佳用量为30 g/t。采用响应曲面法对铜硫分离抑制剂用量进行优化,结果表明抑制剂的最佳用量分别为Na₂S 119.43 g/t、CaO 1874 g/t、KG 498.26 g/t,在该条件下软件模拟得到Cu品位和回收率分别为8.47%、95.67%,与实际优化浮选试验结果相近。采用上诉最佳药剂制度进行闭路试验,最终获得Cu品位23.64%、Cu回收率92.54%的铜精矿和S品位43.45%、S回收率82.86%的硫精矿。     

油酸钠浮选锂辉石的作用机理研究

通过浮选实验、Zeta电位测量和红外光谱分析研究了油酸钠捕收剂体系中锂辉石的浮选行为和作用机理。浮选结果发现,当油酸钠用量为200 mg/L,pH=8⁹时,锂辉石最大浮选回收率为27%;当加入的活化离子Fe3+浓度为35 mg/L时,浮选回收率高达90%,可见Fe3+活化效果显著。Zeta电位测量结果显示锂辉石的零电点约为pH=3.0,加入阴离子捕收剂油酸钠后锂辉石Zeta电位整体向负移,则两者之间存在非静电作用力。在最佳浮选pH值=89时,锂辉石最大浮选回收率为27%;当加入的活化离子Fe3+浓度为35 mg/L时,浮选回收率高达90%,可见Fe3+活化效果显著。Zeta电位测量结果显示锂辉石的零电点约为pH=3.0,加入阴离子捕收剂油酸钠后锂辉石Zeta电位整体向负移,则两者之间存在非静电作用力。在最佳浮选pH值=8⁹时,锂辉石Zeta电位变化最显著,表明此时发生的吸附作用最大。结合红外光谱测试结果可得出结论:油酸钠在锂辉石表面吸附主要通过化学作用。     

焦家金矿选厂旋流器溢流产品工艺矿物学分析

焦家金矿选矿厂目前的日处理量达12000吨/天,金回收率92%。选矿厂已将破碎段产品用双螺旋分级机洗矿,洗矿的矿泥产率为7%,矿泥单独浮选,整体工艺初步实现了泥砂分选。为进一步提高选金回收率,流程改造拟将磨矿-浮选系统的旋流器溢流产品二次分级,分级的次生矿泥与洗矿矿泥进入矿泥浮选系统一并浮选,为了掌握旋流器溢流产品的性质,本文采用偏光反光两用显微镜、扫描电镜、X射线衍射仪、红外光谱和差热分析等手段进行研究。研究结果表明矿物种类主要是金属硫化物和脉石矿物,金属硫化物约占4%,脉石约占96%,金属硫化物主要是黄铁矿(70.17%)和黄铜矿(16.27%),脉石主要是石英(47.12%)和长石(15.90%)。黄铁矿和石英是重要的载金矿物,黄铁矿含金65%,石英含金20%。颗粒越细,单体颗粒含量越高,连生体颗粒含量越少;颗粒越细,黄铁矿含量越高,Au、Ag分布率越高,-0.037 mm粒级中黄铁矿含量达到73.58%,Au、Ag占到47.99%和56.60%,金分配率与黄铁矿含量成正相关;粗粒级中未发现金颗粒,中等粒级中次显微金约占30%,细粒级中次显微金约40%,金粒径在2~10μm范围内;金形状有三角形、棱角状、小粒状、不规则状等。红外光谱与差热曲线研究发现颗粒越细矿物成分趋于复杂。研究结论为磨矿分级产生的次生矿泥浮选调控提供了依据,对矿泥浮选的药剂制度调控、浮选流程确定等具有重要实际意义。     

晋宁矿区胶磷矿贫矿浮选机理与应用探讨

<正> 晋宁磷矿为一大型海相沉积磷块岩矿床。其贫矿带有用矿物以胶磷矿为主,原矿含泥量大(-10μm 粒级者占16.18%),粒径小(小于0.07mm 的矿物占19%),质不纯(单矿物分析P_2O_5含量仅35.53%)。胶磷矿团粒内含石英、白云石等杂质多,且磷矿物与碳酸盐矿物的可浮性极为相近,故属难选矿石。然而,在众多选矿方法中,浮选仍当予优先考虑。笔者对晋宁磷矿贫矿的浮选行为及选矿工艺作了分析与探讨,解决了磷精矿中氧化镁含量太高这一难题。     

河南嵩县下蒿坪金矿工艺矿物学研究

通过化学分析、扫描电镜以及工艺矿物学自动定量分析系统(MLA)等测试方法对河南嵩县下蒿坪金矿进行了系统的工艺矿物学研究,包括原矿化学组成、矿物组成、金的赋存状态、主要载金矿物嵌布特征以及矿物解离特性等。结果表明,该金矿中主要可回收的有价金属为金,其品位为3.75×10^-6。该金矿的原矿矿物主要由石英、钾长石、钠长石、黄铁矿和铁白云石组成,此外还有少量的赤铁矿、萤石、白云石以及方解石。原矿中的金主要赋存在黄铁矿中,而黄铁矿大部分以细粒、微细粒形式嵌布在石英和长石颗粒中。原矿中自然金的含量非常少,多以单独的自然金颗粒形式存在。原矿磨至P₈₀=0.074 mm(-0.074 mm粒级含量占80%)时载金矿物黄铁矿、方铅矿、闪锌矿的单体解离度相对较高,有利于通过浮选回收。     

浮选回收云南某铜冶炼渣中的铜

云南某铜冶炼渣含铜0.77%,为回收其中的铜,进行了浮选试验。试验结果表明:试验经两段磨矿至细度-0.074mm占90%,以Na2CO3作调整剂,调节矿浆pH=9,以丁基黄药作捕收剂,松醇油作起泡剂,经过1次粗选、3次精选及3次扫选的闭路浮选工艺,可获得铜品位15.10%、铜回收率65.02%的铜精矿。     

天然粉石英的提纯增白研究

尝试反浮选法和酸浸法去除粉石英矿中的红柱石、水铝石和铁等杂质。结果表明,采用反浮选法可去除粉石英中的红柱石杂质,最佳浮选条件:油酸钠作为捕收剂,其浓度为3.3 mmol/L,磷酸氢二钠作为抑制剂,其浓度为4.7 mmol/L,浮选液pH为8.5。采用酸浸法可去除水粉石英中的水铝石和铁杂质,最佳酸浸条件:盐酸(浓度为18%)与粉石英质量比为3∶1,在60℃酸浸30 min后,再在室温酸浸8 h。经过反浮选和酸浸处理后,粉石英中二氧化硅含量由80.02%上升至98.49%,白度由76.0%上升至89.3%,铝含量由9.86%下降至0.26%,铁含量由182μg/g下降至56.3μg/g。     

阴离子捕收剂浮选分离一水硬铝石与高岭石的表面晶体化学

铝土矿正浮选实践中,常采用脂肪酸阴离子捕收剂(如油酸)选择性分离一水硬铝石和高岭石等铝硅酸盐矿物。矿物表面晶体化学特性是产生选择性浮选分离的决定性因素。笔者研究了油酸钠(Na OL)浮选体系中一水硬铝石和高岭石的可浮性,发现一水硬铝石可浮性明显好于高岭石。红外光谱分析表明,矿物表面Al质点与油酸的羧酸基团发生化学吸附作用。借助Materials Studio软件分别计算了2种矿物常见晶面的单位面积断裂键数,并计算了矿物晶面/捕收剂的作用能。计算分析发现,矿物晶面单位面积断裂键数以及与油酸根离子相互作用能大小存在差异,具体为:一水硬铝石(100)(001)(010),而高岭石(010)(110)(001),而且油酸与一水硬铝石3个晶面的的作用皆强于高岭石。矿物晶体晶面的Al-O断裂键数不同导致油酸作用下高岭石和一水硬铝石的可浮性差异。     

河北某斑岩型钼矿提高选矿指标试验研究

河北省某钼矿为单一斑岩型钼矿,主要金属矿物为辉钼矿。为了进一步提高钼精矿的品位和回收率,试验采用混合捕收剂(煤油∶2号油=2∶1)和新型捕收剂PE-100相结合的方法,粗选时可使粗精矿的回收率提高2个百分点,品位也略有提高。为节约生产成本,试验采用阶段磨矿阶段选别的选矿工艺,即原矿磨矿(-0.074mm占60%)后,经一次粗选,一次扫选,粗精矿再磨(-0.038mm占85%)后再进行5次精选,最终获得钼精矿品位w(Mo)=50.007%,回收率为89.90%的较好指标。     

机械粉磨对铁尾矿制备高强结构材料的影响

<正>本试验主要原料为铁尾矿、矿渣、水泥熟料和石膏,其化学成分见表1。铁尾矿选用鞍山铁尾矿,主要化学成分为SiO2,属高硅型铁尾矿,该铁尾矿粒度很细,-0.074mm粒级占到74.6%,-0.045mm粒级高达48.1%。主要矿物成分为石     

难选氧化锌矿硫化焙烧-浮选试验

针对氧化锌矿浮选分离困难、选矿指标低的问题,提出氧化锌矿硫化焙烧-浮选技术方案。以硫磺为硫化剂,通过硫化焙烧,将氧化锌矿物转化为硫化锌矿物,再使用传统的硫化矿浮选法分选。试验原矿含锌5.13%,氧化率达86.55%,主要脉石矿物为石英和方解石。通过焙烧试验,确定最佳焙烧条件为硫磺添加量3%,焙烧温度650℃,焙烧时间60 min,磨矿细度-74μm占85%;然后通过闭路浮选试验,获得锌品位38.96%、锌回收率86.33%的锌精矿。     

高分子抑制剂在绿泥石浮选中的双重作用

通过浮选试验、接触角测试、吸附量试验及沉降试验研究高分子抑制剂淀粉对绿泥石浮选的影响,并考察其作用机理。结果表明,绿泥石具有一定的自然可浮性,能够上浮进入精矿,细粒级绿泥石还能够通过泡沫夹带进入精矿,浮选回收率高于粗粒级绿泥石。高分子抑制剂淀粉能降低绿泥石表面疏水性,同时对细粒级绿泥石产生絮凝作用,增大绿泥石颗粒表观粒度,降低泡沫夹带,从而完全抑制绿泥石的上浮。分散剂水玻璃能够降低绿泥石表面疏水性,但会使绿泥石颗粒处于分散状态,不能够降低泡沫夹带,不能完全抑制绿泥石的浮选。     

粉石英与红柱石的浮选分离机理研究

本文以油酸钠作为捕收剂,研究了磷酸氢二钠、柠檬酸和硅酸钠等抑制剂对粉石英与红柱石浮选分离效果的影响.结果表明,磷酸氢二钠是红柱石与粉石英浮选分离的一种优良的抑制剂;在其最佳浓度0.47×10-2 mol /L,浮选液pH值为8.5时,粉石英与红柱石浮选回收率差高达47.86％.红外光谱及Zeta电位分析结果表明,油酸钠对红柱石兼有物理和化学吸附作用,对粉石英仅有物理吸附作用,因而对红柱石有更强的捕收能力;磷酸氢二钠对粉石英表面起解吸作用,能有效抑制粉石英起浮,从而实现粉石英与红柱石的分离.     

四川牦牛坪稀土矿区的氟碳铈矿

本文研究的氟碳铈矿产于四川牦牛坪大型稀土矿床中,呈六方自形—半自形板状、柱状、他形粒状,粒度0.1—10mm。矿物为淡黄色,实测比重4.909—5.051。薄片中呈无色、淡黄色,一轴晶(+),N_0=1.719 0—1.738,矿物主要成分(W(B)/%):MREO74.40—77.66,CO_214.90—16.40,F 5.90—6.90.矿物稀土配分属富MCe的强选择配分型,MCe_2O_3占稀土总量的99%以上。对矿物进行热重分析、红外光谱分析和X射线衍射分析,其晶胞参数a,b 0.711 49—0.713 99nm,c O.976 20—0.978 29nm,c/a 1.369 8—1.371 4,V 0.427 95—0.431 89 nm~3.     

贵州某地玄武岩型氧化铜矿选矿试验研究

对贵州某地的玄武岩型氧化铜矿进行了可选性试验研究.对氧化矿采用的硫化浮选方法经试验不适合本矿,故采用离析浮选.采用离析、一次粗选的试验指标为:铜精矿品位26.70%,铜回收率84.36%.     

混合捕收剂去除高岭土中含铁矿物试验研究

文章根据高岭土中含铁矿物的浮选试验研究,采用胺类与皂化油酸表面活性剂组合作为高岭土中含铁矿物的捕收剂。高岭土中铁的赋存状态表明,采用分段阳离子/阴离子捕收剂组合试剂,当pH=8～10时,十八胺乳化液以静电力吸附形式捕收含铁硅酸盐;当pH=5～7时,皂化油酸和少量十二烷基磺酸钠通过表面活化反应捕收氧化铁矿,使北海高岭土精矿自然白度达到85%～86%,煅烧白度（1 200℃）达到88%～89%。     

四川德昌大陆槽氟碳铈矿中Ce、La赋存状态研究

大陆槽氟碳铈矿No.1号矿体矿物组成复杂,且风化严重,属难选矿。选矿厂现有的选矿工艺存在品位和收率不能同时保证、生产稳定性差等问题,急需进行改善。针对此情况,本研究在No.1矿体上选取10个代表性矿样进行工艺矿物学分析,通过X射线荧光光谱、X射线粉晶衍射、扫描电子显微镜—能谱、矿物表征自动定量分析系统对矿体样品进行表征,得到了矿物的化学组成、物相组成、嵌布特征和粒级分布的研究,对后续选矿工艺改进提供了支撑。研究结果表明：（1）稀土氧化物主要成分为CeO₂,La₂O₃,TREO为5.23%,以赋存于氟碳铈矿中为主,脉石矿物主要为长石、方解石、石英、天青石及萤石。（2）在磨矿至75μm时,稀土矿物氟碳铈矿、氟碳铈镧矿仍与主要脉石矿物方解石、天青石、重晶石、萤石等发生二元嵌布,三元包裹的关系。从矿物的比重、磁性考虑,为保证选矿品位和回收率,本矿样应以浮选及强磁选为主,磨矿细度应在-75μm达到80%左右。     

胶东蚀变岩型金矿石工艺矿物学性质研究

利用化学分析法、透反射偏光显微镜、X射线衍射、分析型扫描电镜、电子探针能谱仪等测试手段对胶东蚀变岩型金矿石的工艺矿物学性质进行系统研究。结果表明,矿石类型属于低硫含金黄铁矿矿石;矿石中金元素主要以自然金的形式存在,自然金占66.67%,其次为银金矿,占33.33%。矿石中金矿物平均成色为720.44,自然金平均成色为829.72,银金矿平均成色为784.77;金矿物粒度以细粒、微细粒为主。矿石中自然金和银金矿粒度大部分为5～37μm,该粒度范围内的金颗粒累计体积分数为99.83%。矿石中金矿物易于解离,粗磨粒度-75μm粒级达56%～65%时,自然金和银金矿解离率可以达到94%左右,可以获得良好的浮选指标。     

鄂西高磷鲕状赤铁矿磁化还原矿物组成及分布规律

鄂西高磷鲕状赤铁矿原矿全铁品位47.56%,含P 0.93%,主要脉石矿物为绿泥石、磷灰石、石英、方解石、铁白云石,属难选铁矿石。通过磁化焙烧-磨矿-磁选优化工艺,最佳磁化焙烧条件为:焙烧温度800℃、焙烧时间90min、还原剂用量12%,焙烧矿磨矿细度-0.074mm占85.15%,经弱磁选可得到全铁品位为58.13%、磷含量0.70%,铁回收率为90.41%的粗精矿。对磁化焙烧-磁选过程的各产物组成分析表明,焙烧矿和粗精矿中主要矿物为磁铁矿,占比分别为65%和85%;主要脉石矿物为绿泥石、磷灰石、石英、铁白云石等。粗精矿矿物的嵌布粒度较细,-0.074mm粒级占85.15%,但部分矿物仍以相互浸染、包裹、鲕状碎屑、连晶等形式存在,矿物仍未完全单体解离,从而导致粗精矿中杂质磷、铝等含量较高。粗精矿细磨后粒度-0.022mm含量为80%时,磁铁矿的解离度为84.63%,可实现磁铁矿充分单体解离,经过深选可提高铁精矿质量。