多因素序贯试验法在菱镁矿提纯中的应用

为了以较少的试验次数,准确、快捷地找到高硅菱镁矿的最佳浮选条件,运用多因素序贯试验法对菱镁矿浮选的试验方案进行了优化设计,并用数理统计的方法对试验数据进行了处理。确定了调整剂的最佳用量为碳酸钠1 800 kg/t,六偏磷酸钠80 g/t,盐化水玻璃900 g/t。在该条件下,从高硅镁矿石中可以提纯出w(MgO)=97.71%的高纯镁精矿。     

多因素序贯试验法在菱镁矿提纯中的应用

为了以较少的试验次数,准确、快捷地找到高硅菱镁矿的最佳浮选条件,运用多因素序贯试验法对菱镁矿浮选的试验方案进行了优化设计,并用数理统计的方法对试验数据进行了处理.确定了调整剂的最佳用量为碳酸钠1 800 kg/t,六偏磷酸钠80 g/t,盐化水玻璃900 g/t.在该条件下,从高硅镁矿石中可以提纯出w(MgO)=97.71%的高纯镁精矿.     

粉体颗粒摩擦碰撞荷电过程的数值模拟

为揭示粉体颗粒摩擦碰撞荷电过程机理及其变化规律,建立了摩擦带电器三维模型,运用离散元素法建立了颗粒的几何模型,通过研究颗粒及其相互之间的作用力关系确定了求解的力学模型,对摩擦带电器内粉体颗粒的摩擦碰撞荷电过程进行了数值模拟,获得了颗粒运动速度和荷质比的变化特征。结果表明,颗粒在摩擦带电器的三个区域内带电效果存在差异:喷嘴区域的颗粒荷质比最小;摩擦棒区域因存在摩擦棒实现了强化带电,获得了颗粒的最大荷质比,但因颗粒团聚与电性中和现象影响了颗粒荷电,该区域荷电不稳定;无摩擦棒区域颗粒荷质比最稳定。摩擦带电器内颗粒带电后运动速度逐渐降低,并在无摩擦棒区域达到稳定值,为进入高压静电场高效分选创造了有利条件。本研究可为粉体颗粒强化荷电和摩擦带电器优化设计提供技术参考。     

高占空比颗粒电场荷电的计算

采用包含颗粒间相互作用的等效场强代替原外场,利用点偶极子模型计算出高占空比颗粒表面的最大场强,并与有限元法的计算结果进行比较,结果表明,对于具有不同介电常数的颗粒来说,在颗粒占空比较高时,这种方法仍具有足够的精度.根据颗粒场致荷电的机理,进一步推导出计算高占空比颗粒电场饱和荷电量和随时间变化的荷电量的近似公式.结果表明,颗粒电场荷电量不仅随场强、颗粒粒径和介电常数的增大而增大,还随颗粒占空比的增大而增大;颗粒电场荷电的速率与颗粒占空比相关,占空比越大,荷电速率越大.     

N-十二烷基-1,3-丙二胺在赤铁矿反浮选中的应用

通过单矿物试验考察了N-十二烷基-1,3-丙二胺(ND13)对赤铁矿和石英的浮选行为,结果表明,ND13对石英具有良好的捕收性能,在捕收剂用量为50mg/L,pH=7～10时,石英回收率达93%以上.人工混合矿分选试验结果表明,ND13对赤铁矿和石英质量比为1∶1(铁品位为35%)的人工混合矿具有一定的分选效果,在ND13用量为66.7mg/L,淀粉用量为6.67mg/L,pH=7.27的条件下,达到较好的分选效果,此时精矿中铁的回收率为86.35%,精矿的铁品位为62.78%,尾矿的铁品位为9.21%.动电位和红外光谱分析结果表明,ND13主要以静电和氢键作用在矿物表面发生吸附.     

榴辉岩综合利用分选工艺试验

分选工艺是影响矿物分选指标的重要因素.在对山东某榴辉岩矿物性质深入研究的基础上,通过磨矿细度、摇床重选、强磁选、电选等工艺试验,确定合理的分选流程为:一次闭路磨矿,分级摇床重选,石榴石强磁选,强磁选中矿、尾矿合并到一起进行两次电选.试验结果表明,该工艺流程可以获得四种精矿:石榴石品位94.36%、回收率79.95%;绿辉石品位79.89%、回收率96.00%;白云母品位94.11%、回收率91.92%;金红石品位85.72%、回收率37.05%.仅产生1.44%的矿泥尾矿,实现了榴辉岩的综合利用.     

海南某金矿尼尔森重选-浮选试验

以海南某石英脉型金矿石为原料,进行尼尔森重选-浮选试验研究.通过GRG试验得出金矿中重选可回收金质量分数为80.88%.通过条件试验确定了该矿石尼尔森重选-浮选的最佳条件为:磨矿细度-74μm占80%,相对离心力60g,反冲水压16kPa,矿浆质量分数40%,戊基黄药用量200g/t,浮选时间5 min.原矿石品位9.8g/t,利用尼尔森选矿机一次分选可得品位230g/t,金回收率80.30%的重选精矿.重选尾矿品位2.0g/t,经过一次粗选一次精选三次扫选处理,可得浮选精矿品位57.3g/t,浮选金作业回收率75.66%.经尼尔森重选-浮选流程处理后,尾矿金品位降至0.5g/t,全流程金总回收率95.21%.     

碳化法从菱镁矿中提取高纯氧化镁的研究

采用碳化法,对低品位菱镁矿进行磨矿、浸出,可获得MgO含量大于99%的高纯(4MgCO3·Mg(OH)24H2O)产品,MgO回收率大于85%。其最佳工艺条件如下:煅烧时间为60min,煅烧温度为800℃,磨矿时间为3min,浸出温度为22℃,浸出压强为3kPa,搅拌排气量为0.6m3/h,液固比为50∶1。     

一种风化低品位铁矿石的可选性试验

随着铁矿资源的日益贫乏,对低品位矿石的开发利用成为选矿的发展趋势.山东省某矿业公司矿石属于风化程度较高的低品位铁矿石,样品粒度为10～0 mm,含水量1%～2%.根据试样的性质和风化矿分选的经验,采用干式磁选抛尾、干选粗精矿再磨再选的试验流程,获得品位为66%的精矿产品,对低品位铁矿石的开发利用具有一定的借鉴意义.     

一种风化低品位铁矿石的可选性试验

随着铁矿资源的日益贫乏,对低品位矿石的开发利用成为选矿的发展趋势。山东省某矿业公司矿石属于风化程度较高的低品位铁矿石,样品粒度为10~0 mm,含水量1%~2%。根据试样的性质和风化矿分选的经验,采用干式磁选抛尾、干选粗精矿再磨再选的试验流程,获得品位为66%的精矿产品,对低品位铁矿石的开发利用具有一定的借鉴意义。     

低品位钾长石矿选矿提纯工艺试验研究

辽宁某钾长石矿原矿中K₂O品位为5.21%,Na₂O品位为3.07%,TFe₂O₃品位为1.09%,TiO₂品位为0.054%,SiO₂品位为69.47%,Al₂O₃品位为13.45%。原矿K₂O+Na₂O=8.28%品位偏低,而杂质铁、硅含量偏高,不能直接用于高档陶瓷生产,需要采用选矿提纯技术对其中的铁、硅等杂质去除,提高K₂O+Na₂O的品位。试验研究采用强磁-脱泥除铁,粗精矿进行长石-石英浮选分离的选矿提纯工艺,可获得K₂O品位为6.23%、Na₂O品位为4.07%,K₂O+Na₂O=10.30%,TFe₂O₃品位为0.28%,K₂O回收率为79.37%,Na_...     

旋转磁场作用下磁铁矿粉运移规律与分选研究

为了研究磁铁矿粉在旋转磁场中的运移规律,首先,设计一种中间给料、底端排尾矿、顶端排精矿和部分尾矿的新型螺旋管式磁选设备,并搭建试验平台;其次,采用多物理场仿真软件COMSOL对其流场和磁场进行数值模拟,对螺旋分选管上下部出口截面位置的矿石颗粒进行受力分析与示踪模拟;第三,采用高速相机观察分选管内磁性颗粒的运移规律;最后,进行粗精矿分选试验。研究结果表明：在旋转磁场作用下,螺旋管内的磁性颗粒发生与旋转磁场转向相反的运移;在旋转磁场反向驱动作用下,下行分选管内磁性颗粒被螺旋向上提升进而被“回收”;上行分选管内磁性颗粒在被提升的同时与非磁性颗粒在磁场与离心力的作用下发生径向分离;在给料流量为4.85～6.00 L/min、给矿质量分数为10%的条件下,将原矿TFe品位由61.69%提升至68.15%～68.49%,精矿中SiO₂质量分数由10.14%降至5.61%～5.76%,精矿产率为90.03%～90.58%,精矿TFe回收率为98.13%。     

离心选矿机在硅藻土提纯中的试验研究

离心选矿机主要用于有色及黑色金属矿选厂,在非金属矿分选厂鲜有应用。本文通过采用离心选矿机对长白硅藻土的中试试验研究,找出了离心选矿机在分选硅藻土时存在主要问题并加以改进,对离心时间、离心转速等因素进行了试验研究。最终硅藻土SiO2含量达到86%以上,不仅有效地进行了硅藻土的提纯,而且解决了常规重力提纯耗时长、冬天影响生产等问题,创新了离心选矿机在非金属矿分选领域的应用,同时对今后大规模工业生产奠定了良好的基础。     

低品位菱镁矿试块配合比实验研究

为更好地研究低品位菱镁矿原料用于建筑用空心砖的可行性,确定满足强度要求的低品位菱镁矿试块的最佳配合比,制作了90个150 mm×150 mm×150 mm试块进行抗压实验。研究了水灰比、水泥、砂率、建筑石膏掺量等对试块抗压强度、破坏形态、裂缝开展情况的影响,选取低品位菱镁矿试块最佳配合比。结果分析表明,低品位菱镁矿试块在用水量m(W)=185 kg/m3,水灰比m(W)/m(C)=0.55,砂率βs=0.4,建筑石膏w(F)=25%的配合比下抗压强度较大。     

低品位高结合率氧化铜矿选冶联合试验

云南某难选铜矿石属于低品位高结合率氧化铜矿,采用选冶联合工艺实现该铜矿的高效回收。研究结果表明:磨矿粒度0.074 mm的颗粒占80%(质量分数),调整剂水玻璃用量为600 g/t,组合捕收剂丁黄药+异戊基黄药用量(质量比1:1)为260 g/t,铜回收指标最佳,经2次粗选、1次扫选、3次精选闭路试验获得的铜精矿中铜品位(质量分数)为12.89%,回收率(质量分数)42.78%。浮选尾矿用硫酸浸出,当磨矿粒度0.045 mm的颗粒占80%(质量分数)、硫酸用量为15 kg/t、液固质量比2:1、转速为200 r/min、浸出时间为2 h时,铜浸出率(质量分数)为91.52%,铜的综合回收率达95.15%。     

硝酸铵法测定MgO膨胀剂中方镁石的含量

本文提出和研究了用硝酸铵-甘油乙醇作为提取剂测定MgO膨胀剂(MEA)中方镁石含量的分析方法。评价了试验参数对MgO膨胀剂中方镁石含量测定值的影响。讨论了水镁石、菱镁矿、菱镁矿尾矿、白云石和蛇纹石5种含镁矿物对测定MgO膨胀剂中方镁石含量的影响。结果表明:采用硝酸铵-甘油乙醇作为提取剂能够准确测定MgO膨胀剂中方镁石的含量。回收率试验结果为98.14%~100.40%。菱镁矿、菱镁矿尾矿、白云石和蛇纹石对测定结果无显著影响。当样品中水镁石的质量分数≤20%时,水镁石对方镁石的测定值无明显影响;当水镁石的质量分数为20%~50%时,随着水镁石含量的增加,方镁石的测定值偏离实际值越多,且测定值呈偏大的趋势。     

褐铁矿气基磁化焙烧及分选新技术

本研究是通过对某铁品位为30.16%褐铁矿采用制粒—气基磁化焙烧—磁选工艺进行试验研究。原料研究发现褐铁矿与脉石矿物的镶嵌关系较为复杂,属难选矿石。试验中对原料进行部分润磨处理后进行制粒为2mm～3mm,750℃下氧化焙烧5min,在气氛为CO/CO2/N2比为20/40/40气氛725℃焙烧温度10min,分选条件为磨矿90s、磁场强度为1.0KA/m下铁精矿品位达61.23%,此时的回收率达86.19%。     

低品位菱镁矿制备纳米氧化镁的工艺优化研究

研究了低品位菱镁矿煅烧工艺优化及其对纳米氧化镁产品性能的影响问题.为了保证轻烧镁粉的活性和低品位菱镁矿的充分利用,通过调节煅烧温度和时间,发现低品位菱镁矿煅烧的适宜工艺条件为750℃煅烧1.5 h.以此法得到的轻烧镁粉为原料,配合工业级硫酸铵和碳酸氢铵以及自制的复配型表面活性剂,采用液相均匀沉淀法,制得平均粒径为60 nm的纳米氧化镁粉体,优选的沉淀反应条件为85℃下反应85 min,优选的前驱体煅烧工艺条件为550℃下煅烧1.5 h.利用激光粒度分析仪、XRD衍射仪及扫描电镜表征了产品性能,结果表明,本实验方法制得的纳米氧化镁粉体颗粒形状均匀,粒径分布窄,分散性良好.     

低品位萤石矿分选试验研究

讨论了羧甲基纤维素作为调整剂用于低品位萤石矿的分选问题,分析了矿石性质、制样过程和磨浮工艺,确定了浮选最佳工艺参数.在磨矿细度-200目占80%、浮选温度26℃~35℃、油酸用量600~650g/t矿、羧甲基纤维素用量600g/t矿,硫酸用量300g/t矿参数条件下,采用一粗六精中矿集中返回工艺,萤石精矿品位可达到98%以上,回收率可达到88%以上.     

金尾矿资源回收的半工业连续浮选试验研究

某含金尾矿属多金属矿石,有价成分含量较高,金矿物与载体矿物之间分选难度较大。用一种新型的半工业连续浮选机对金尾矿资源回收再处理试验。该浮选机为矿浆加压和空气自动吸入的无机械搅拌新型浮选机,与一般浮选机相比具有选别速度快、处理量大,浮选操作容易控制、保持高回收率而又能达到高的富集比等显著特点。试验结果表明,金精矿品位达98.25g/t,富集比为56.5,回收率为79.06%,金回收率高,成本低,金精矿产品中银品位也达到了84.98g/t,取得了较好的技术指标,适用于对金尾矿资源的大量处理。