阴离子反浮选

摘要： 某铁矿各部位矿石的主要铁矿物种类及含量变化较大,为实现该资源的合理利用,以工艺矿物学研究结果为基础,对各类型矿石分别进行了选矿试验和配合方案拟定,并对配矿进行了全流程试验。结果表明,综合配矿磨至-74μm含量占94.5%的情况下,采用一次弱磁选+一次强磁选+混磁精闭路反浮选流程处理,最终获得铁品位65.54%、回收率66.30%的综合精矿。

摘要： 为探索海南某选厂铁矿物有效回收利用的最佳选矿工艺及可能达到的指标,在工艺矿物学性质研究的基础上,对全铁品位为39.66%的铁矿石进行了试验研究。试验通过采用阶段磨矿—弱磁选—强磁选—浮选脱硫—阴离子反浮选工艺流程,获得了铁精矿品位63.32%、铁回收率70.38%的较好指标,实现了对磁-赤褐铁矿的综合回收,为同类矿石的开发利用提供了参考依据。

摘要： 某矿山随着采场掘进深度的快速加深,矿石工艺矿物学性质发生了较大变化,为了查清采场中矿石的结构构造变化、矿物嵌布特征及碳酸铁含量等情况,进行了该矿各类型矿石的工艺矿物学、弱磁选、强磁选、阴离子反浮选等方面的可选性研究,制定了合理的配矿方案.试验研究表明:复杂嵌布特征矿石经细磨至-0.074 mm90％,在合适的选别条件下可获得最终铁精矿品位67％以上的选别结果,提高了采区矿石的综合利用率.

摘要： 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(1114 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-10μm粒级含量由27.22％降低至22.19％,-20μm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°C的条件下,依次添加NaOH 1200 g/t、淀粉1000 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.

摘要： 针对某微细粒磁铁矿进行了全磁选流程和磁选?反浮选流程对比试验研究.结果表明,在最终磨矿细度相当的情况下,2种工艺流程都获得了产率48％左右、TFe品位66％左右、回收率80％左右的铁精矿指标,而采用磁选?反浮选流程的第三段磨矿量比全磁选流程减少了2/3.磁选?反浮选流程具有显著的节能降耗优势.

摘要： 莱新铁矿石中赤(褐)铁矿、假象赤铁矿、磁铁矿为主要铁矿物,三者合计铁分布率占96.93％;常见脉石矿物为方解石、云母(包括白云母、黑云母和金云母)和绿泥石,主要脉石成分SiO2含量为7.70％,有害杂质硫含量为0.74％.为优化现场选矿工艺流程,改善分选指标,开展了选矿试验研究.结果表明:①试样在磨矿细度为-0.075 mm55％的情况下进行弱磁选(119.43 kA/m),可获得TFe品位67.85％,回收率71.16％的弱磁选精矿.②弱磁选尾矿在背景磁感应强度为1.52 T、中矿冲洗水压为0.15 MPa的情况下进行强磁选,强磁选精矿在磨矿细度为-0.075 mm占75％、NaOH用量为1000 g/t、淀粉用量为800 g/t、CaO用量为300 g/t、CY-282用量为1200 g/t、浮选温度为35°C的条件下进行反浮选,可获得TFe品位65.62％,回收率19.85％的反浮选精矿.③磨矿—弱磁选—强磁选—再磨—反浮选工艺流程是该矿石处理的高效流程.

摘要： 硅是铁矿石中一种典型的有害杂质,降低铁精矿中硅含量一直是铁矿石分选的重要课题.对铁矿石脱硅工艺与浮选药剂制度的研究进展做了系统的综述,重点介绍了浮选脱硅的研究现状和发展趋势.文中指出含硅铁矿石钙离子活化—阴离子反浮选工艺具有广阔的应用前景,进一步提高浮选药剂的选择性和适应性具有重要的现实意义.

摘要： 姑山赤铁矿选矿厂磨选流程采用阶段磨矿—单一高梯度强磁选工艺流程,铁精矿TFe品位一直保持在约57％,SiO2含量约12％.为进一步提高产品质量,对姑山赤铁精矿进行了磨矿—强磁选—阴离子反浮选试验.试验结果表明:磨矿细度-30μm含量占90％,强磁选一粗一扫磁场强度0.8、0.95 T,阴离子反浮选在NaOH用量1000 g/t、淀粉用量1000 g/t、石灰用量600 g/t、捕收剂RA915用量750+250 g/t的条件下,经过一粗一精三扫反浮选闭路试验流程,浮选铁精矿TFe品位可达63.25％,回收率70.15％,说明该工艺对姑山赤铁精矿提铁降硅技术上可行.试验结果可为现场工艺优化提供参考.

摘要： 介绍了阶段磨矿、粗细分选、重选-磁选-阴离子反浮选工艺研究过程,分析了阶段磨矿、粗细分选、重选-磁选-阴离子反浮选工艺中的阶段磨矿、粗细分选既有利于防止过磨、减少金属流失,又有利于提高选矿技术指标降低选矿成本;重、磁-阴离子反浮选的组合实现了选矿工艺经济技术的统一;磁-阴离子反浮选的组合使磁选抛尾的优势和阴离子反浮选提质的优势实现了优势互补;阴离子反浮选工艺的应用实现了选分效益高效化的特点;提出了进一步优化阶段磨矿、粗细分选、重选-磁选-阴离子反浮选工艺还需要加强的工作。

摘要： 介绍了齐大山铁矿石工艺矿物学性质、选矿试验研究和"连续磨矿、弱磁—强磁—阴离子反浮选"工艺、"阶段磨矿、重选—磁选—阴离子反浮选"工艺在齐大山铁矿应用情况,分析了"连续磨矿、弱磁—强磁—阴离子反浮选"工艺和"阶段磨矿、重选—磁选—阴离子反浮选"工艺的技术特点,建议加强磨矿分级工艺技术研究，开展优化工艺流程的研究工作，研究开发高效铁矿石选矿新药剂，加强高效选别设备研究工作。

摘要： 主要介绍了一种按照竞争吸附的新理论研制的铁矿石反浮选脱硅新药剂CH-HL基本组成及其性能，并列举了应用实例。

摘要： 李楼镜铁矿采用阶段磨矿-阶段强磁-阴离子反浮选的工艺流程，回收率为76％，指标基本达到了设计要求，但存在着强磁尾矿品位较高，浮选精矿品位较低等缺点。rn 为此，相关研究单位进行了带螺旋溜槽作业的扩大试验，试验结果良好，随后进行了现场的工业调试，获得总精矿65％～66％，回收率达83％。

摘要： 介绍了南芬红铁矿工艺矿物学特征和选矿试验研究情况，以及采用阶段磨矿-弱磁-强磁-阴离子反浮选工艺流程的扩大连选试验结果。连选试验获得品位65.84％，回收率91.13％的铁精矿，为红铁矿综合利用和选厂工业设计提供了可靠的依据。

摘要： 通过对巴东铁矿进行大量选矿试验,确定选择性絮凝-脱泥-阴离子反浮选为选矿原则流程.试验结果表明,采用添加分散剂、G-DF絮凝剂选择性絮凝脱泥、Ca2+活化含硅矿物、淀粉抑制铁矿物、油酸为捕收剂阴离子反浮选的工艺方案,取得良好分选指标.铁精矿含铁56.23％,含磷0.098％,铁回收率75.28％。

摘要： 本文在对弓长岭贫赤铁矿石进行工艺矿物学研究的基础上,从合理工艺流程的角度对试验数据进行分析,阐述了采用阶段磨矿、重选一强磁一阴离子反浮选工艺流程处理弓长岭贫赤铁矿的合理性.

摘要： 目前研山铁矿氧化矿原矿品位低,矿石性质波动较大,浮选为流程中的关键选别环节,浮选指标对综合精矿指标起决定性作用.本文对影响浮选指标的两个关键因素做了深入试验研究.结果表明,浮选指标与原矿磁性铁含量存在正比例关系、与原矿绿泥石含量存在负比例关系,若想获得合格的浮选精矿,原矿中磁性铁含量需在5％以上,绿泥石含量需在1.5％以下.

摘要： 目前研山铁矿氧化矿原矿品位低,矿石性质波动较大,浮选为流程中的关键选别环节,浮选指标对综合精矿指标起决定性作用.本文对影响浮选指标的两个关键因素做了深入试验研究.结果表明,浮选指标与原矿磁性铁含量存在正比例关系、与原矿绿泥石含量存在负比例关系,若想获得合格的浮选精矿,原矿中磁性铁含量需在5％以上,绿泥石含量需在1.5％以下.

摘要： 目前研山铁矿氧化矿原矿品位低,矿石性质波动较大,浮选为流程中的关键选别环节,浮选指标对综合精矿指标起决定性作用.本文对影响浮选指标的两个关键因素做了深入试验研究.结果表明,浮选指标与原矿磁性铁含量存在正比例关系、与原矿绿泥石含量存在负比例关系,若想获得合格的浮选精矿,原矿中磁性铁含量需在5％以上,绿泥石含量需在1.5％以下.

摘要： 本发明涉及用化合物I作为铁矿石反浮选氧-氧螯合型阴离子捕收剂，其特征在于所述的捕收剂为通式I的结构：R1-O-CH2-CH(OH)-CH2-CH(COOH)2I通式I中：R1选自C7-C20烃基。本发明中羟基和羧基中氧能与活化脉石表面的金属离子形成螯合环，降低捕收剂的用量，提高捕收剂的捕收能力和选择性。

摘要： 本发明提供了一种常温下对鞍山式贫赤铁矿进行反浮选的阴离子捕收剂，含有C

摘要： 本发明涉及一种采用赤铁矿强磁—阴离子反浮选回收磁铁矿浮选尾矿工艺，其特征在于包括下述步骤：在磁铁矿阳离子反浮选工艺流程的盘式磁选机和强磁—阴离子反浮选流程之间倾斜设有引流管道，其引流管道的一端与磁铁矿阳离子反浮选工艺流程中的盘式磁选机的溜槽末端的底部开口相连接，另一端与强磁—阴离子反浮选流程中的强磁前浓缩机中心盘处相连通。本发明的优点是当磁铁矿浮选工艺流程中浮选尾矿进入赤铁矿强磁—阴离子反浮选工艺，与原矿浆进行混合后浓缩，对该系统并没有影响，生产稳定顺行，未出现异常波动，选别后的综合尾矿品位8-10%，强磁精矿为45-50%，最终浮选精矿为68%以上，采用本发明可将磁铁矿浮选工艺流程中的浮选尾矿从原来15%降低至10%，减少金属流失。

摘要： 本发明涉及一种贫赤铁矿阶段磨矿及强磁—重选—阴离子反浮选工艺。其特征是包括下述步骤：将贫赤铁矿给入一次磨矿，磨矿后给入一次分级，一次分级溢流给入中磁、强磁，精矿给入粗细分级，尾矿抛弃，粗细分级后，粗粒产品给入粗螺，细粒产品给入浓缩，粗螺精矿给入精螺，精螺精矿为重选精矿，粗螺、精螺尾矿进入二次分级，二次分级溢流返回中磁，浓缩的底流进入粗浮选，溢流抛弃，粗浮选精矿进入精浮选，尾矿进入一扫浮选，精浮选精矿为浮选精矿，尾矿返回粗浮选，一扫浮选精矿返回粗浮选，尾矿进入二扫浮选，二扫浮选精矿返回一扫浮选，尾矿进入三扫浮选，三扫浮选精矿返回二扫浮选，尾矿抛弃。该工艺降低了选矿设备的负荷，降低了选矿成本。

摘要： 本发明涉及一种贫赤铁矿阴离子反浮选三个官能团的捕收剂的制作方法：第一步由下列重量份组分的混合物在40～100°C条件下反应3～4小时得到高效助剂：а-卤代-β-胺基脂肪酸100，亚硫酸钠4～30，醇钠碱性催化剂0.8～4.0，乙二醇单甲酯、丙酮或乙二醇18～180，第二步由下列重量份组分的混合物在50～80°C的条件下反应0.5～2小时得到捕收剂成品：高效助剂100，豆油酸化油与棉籽油、豆油或玉米油的混合物20～200，复合催化剂0.02～0.2，三乙胺、乙二胺或氨水0.2～0.8，过氧氯乙酸、过氧化钠或次氯酸钠0.08～0.24。本发明的新型捕收剂作用速度快，选择性好，实现降低浮尾品位的目的。

摘要： 本发明公开了一种铁矿石阴离子反浮选脱硫降硅药剂的组合使用方法，将细磨达到基本单体解离的铁矿石，经过磁选或磁重联合选获得铁矿粗精矿，对获得的粗精矿采用阴离子反浮选脱硫降硅，其药剂种类和用量(按浮选给矿干基重计算)为：乙基黄药80-100g/t，NaOH 950-1150g/t，淀粉450-600g/t，CaO 320-420g/t，阴离子反浮选捕收剂600-750g/t。该方法可以在铁矿石提铁降硅的同时，脱除铁精矿中有害杂质硫，不需考虑油类起泡剂所产生的大量泡沫对选铁过程的影响，降低了药剂成本，简化了工艺流程，易于在生产中实施，可广泛用于磁铁矿选厂、赤铁矿选厂的提铁脱硫降硅，也可用于褐铁矿、假象赤铁矿和半假象赤铁矿脱硫降硅浮选。

摘要： 本发明属于选矿技术领域，特别是涉及一种磁选柱-阴离子反浮选优化选矿新工艺，采用常规的磁选工艺得到磁选精矿，采用磁选柱对磁选精矿进行处理，磁选柱选别出两种产品，溢流和沉砂，通过控制沉砂产品上升水及排矿量得到合格精矿，同时对磁选柱溢流继续采用浮选再磨工艺，舍弃尾矿，合格精矿与磁选柱精矿汇合成为最终精矿。本发明针对传统的磁选-反浮选工艺中存在的成本高，污染环境等问题，在反浮选前增加了磁选柱的选别工艺，有效地减少浮选的压力，在浮选前提前得到20％的合格精矿，减少浮选矿量20％，同时降低浮选工序成本30元/t，经济效益明显增加。

摘要： 本发明涉及一种磁铁-赤铁混合矿阴离子反浮选捕收剂的制作方法，第一步由下列组分的混合物在85～120°C条件下反应2～3小时得到助剂：油酸、氯或溴自由基引发剂、氯气或液溴、丙酮或乙二醇、第二步由下列组分的混合物在50～75°C条件下反应1～2小时得到捕收剂成品：由上述第一步得到的助剂、豆油酸化油与棉籽油、豆油或玉米油混合物、复合催化剂、乙二胺、三乙胺或氨水、过氧化钠、过氧氯乙酸或次氯酸钠。本发明的捕收剂工业试验的效果是：在药剂成本不升高的条件下，提高了浮选精铁品位，降低了浮选尾矿品位。指标明显改善。

摘要： 本发明涉及一种采用赤铁矿强磁—阴离子反浮选回收磁铁矿浮选尾矿工艺，其特征在于包括下述步骤：在磁铁矿阳离子反浮选工艺流程的盘式磁选机和强磁—阴离子反浮选流程之间倾斜设有引流管道，其引流管道的一端与磁铁矿阳离子反浮选工艺流程中的盘式磁选机的溜槽末端的底部开口相连接，另一端与强磁—阴离子反浮选流程中的强磁前浓缩机中心盘处相连通。本发明的优点是当磁铁矿浮选工艺流程中浮选尾矿进入赤铁矿强磁—阴离子反浮选工艺，与原矿浆进行混合后浓缩，对该系统并没有影响，生产稳定顺行，未出现异常波动，选别后的综合尾矿品位8-10%，强磁精矿为45-50%，最终浮选精矿为68%以上，采用本发明可将磁铁矿浮选工艺流程中的浮选尾矿从原来15%降低至10%，减少金属流失。

摘要： 本发明涉及一种微细粒赤铁矿大循环返矿阴离子反浮选工艺，其特征在于将磁选后的含Fe品位40-41%、粒度为P80=20-30微米的磁选精矿给入浓缩机进行浓缩后底流给入阴离子反浮选作业系统，溢流给入循环水，首先磁选精矿给入浮选粗选作业，浮选粗选作业的底流精矿给入浮选精选作业，浮选粗选作业的泡沫尾矿给入扫选作业,所述的扫选作业为三次扫选作业：一次扫选的泡沫尾矿给入二次扫选，二次扫选的泡沫尾矿给入三次扫选，一次扫选和二次扫选的底流均返回浮选粗选作业，三次扫选的底流精矿返回一次扫选。浮选三次扫选的泡沫尾矿即为最终浮选尾矿，浮选精选作业的底流精矿即为最终精矿，其品位为65.9%，铁回收率为88.5%。