矿物加工工程浮选7(双语,2016版)

7.Flotationnewtechnology7.1电位控制浮选技术7.2选择性絮凝分选技术7.3微泡浮选技术7.4气溶胶浮选技术7.5矿石流体包裹体自活化技术7.6铁矿石的分步浮选技术7.7铁矿石的分散浮选技术7.1电位控制浮选技术

矿物表面的疏水过程实质上是一种表面电化学反应，硫化矿矿物的浮选与矿浆氧化还原电位密切相关。因此电化学调控浮选成为当今国内外研究的热点之一。国内中南大学在此领域开展了深入的研究工作，认为矿浆电位实际上是复杂的硫化矿磨矿-浮选体系中众多氧化-还原反应的宏观体现。电位调控浮选就是通过调节传统浮选操作因素达到调控矿浆电位并改善浮选过程，进而实现调整浮选指标的目的。通过与广东的凡口铅锌矿等矿山合作将电位调控浮选技术在工业上应用成功。北京矿冶研究总院研发的电化学控制浮选技术是以浮选电化学为基础，依托先进的传感器技术、电子计算机和自动控制技术，通过检测矿浆电位及其离子组成等参数，利用数学模型和自动控制工程对浮选工业过程实行优化控制的技术。该项技术在黑龙江西林铅锌矿和乌拉嘎金矿等企业工业应用获得成功。

上世纪80年代初发现，每种硫化矿都有其适合浮选的矿浆电位范围，只有在此范围内，矿物才具有更好的可浮性。矿浆电位是除了药剂与pH控制浮选的第三大参数。

通过矿浆电位-药剂-pH值的合理匹配与调控，形成三维浮选化学参数体系。改善多种矿物浮选分离条件，设计出二维体系不能解决的不同矿物的分选工艺。电位调控浮选技术控制参数电位pH药剂浓度矿浆电位对黄铜矿——方铅矿无捕收剂浮选的影响(pH=9.0,孙水裕)

黄药体系下电位对硫化矿浮选的影响(pH=11,[BX]=5×10-4mol/L

)

近二十多年来，人们对硫化矿浮选过程电化学机理的研究逐渐深入，用电化学方法研究了电位对浮选过程的影响。浮选电化学理论发展的同时期，电位调控浮选的思想逐步形成，电位作为控制浮选的又一个重要参数被引入到浮选过程，在这一研究中，电位的作用可以分为几类：

1)电浮选（Electroflotation）电解处理矿浆，在阴极和阳极分别产生微小气泡，进行微细粒矿物的浮选。这些研究目前处于实验室研究阶段，前苏联在此作了大量研究，欧洲的一些国家采用了此项技术，印度人将之用于石英与方解石的分离。用电位处理方法预先处理浮选药剂，如黄药、Na2S溶液，以及电解浮选过程用水的研究亦有报道。

2)电位调控浮选（PotentialControlFlotation）控制矿浆电位（外加电场或者加入氧化还原药剂），增加浮选分离的效率。显然由于增加了电位作为控制参数，在提高浮选回收率和品位方面有更多的选择余地，有利于浮选分离过程。矿浆电位代表了浮选体系中的氧化还原气氛，矿化矿物、水、浮选捕收剂通过电荷转移机理进行反应，每一个反应都与一个电化学电位相对应，这就是意味着有可能通过调整矿浆电位来控制浮选的选择性。调控电位有化学方法或外加电场两种方法。化学方法调控矿浆电位有两类，一类是控制矿浆中氧气的活性改变电位；另一类是通过添加适宜的氧化还原剂。外加电场调控电位法是将电场加于矿浆中，使得矿浆中的矿粒处于所需的电位。电化学研究方法确切证明了浮选的氧化还原机理，在浮选矿浆中，可以用电位Eh的测量值评定环境的氧化还原性质及其对矿物浮选的影响。3）由于电位调控浮选及浮选电位理论的启示，人们发现了另一种利用电位控制技术改进浮选的方法，即采用离子选择性电极，确定流程中各作业点药剂用量与电位参数的函数关系，利用自动测试系统和多种离子的选择性电极，通过不同的离子浓度由离子选择性电极响应的不同电位，来确定和调整药剂用量，优化药剂制度，以提高选矿指标。这种技术是有别于电位调控浮选，因为它主要是利用离子选择性电极测量矿浆电位，响应的只是某一种药剂离子浓度所反映的电位，它不是象混合电位一样代表整个浮选矿浆的氧化还原气氛，与电化学意义上矿浆的混合电位有根本的区别。

尽管电位调控浮选有许多优点，并在一些国家和地区的生产实践中产生了明显的经济效益。但从整体而言，仍处于实验室研究和工业试验阶段，在规模上无法与传统的捕收剂泡沫浮选工艺相比。这主要是由于电位调控浮选目前处于发展阶段，理论上需进一步发展和完善，应用上也有许多问题要解决。在理论上，电位调控浮选有四个方面需要进一步做更深的研究。

a．通过电化学条件的匹配提高或降低硫化物矿物的可浮性；

b．调控电位对硫化矿物表面亲水一疏水结构的影响，以及影响的电化学本质；

c．硫化矿在磨矿、分级、浮选过程中，硫化矿物颗粒与磨矿介质之间、硫化矿物颗粒之间相互接触的电化学行为，及其对浮选的影响；

d．非化学方法控制电位技术的研究。

在应用方面，电位调控浮选也存在许多问题。用氧化还原试剂调控矿浆电位，由于浮选是一个敞开体系，充气浮选时，不断带入空气中的氧气，使电位难以调节至还原状态，增大药剂消耗。同时存在使矿浆组分复杂、药品消耗补偿带来的问题。由外部电极设备调整电极电位，其最大困难在于，处于浮选体系的高度分散的矿粒导电性差，难以使矿粒均匀达到所要求的电极电位。根据Frank—Condon原理，电子在不同粒子之间交换的速度要慢得多，如果电极材料和结构与矿物不同，在矿粒在电极短暂碰撞完成电子转移的可能性很小，靠搅拌使矿粒与电极碰撞产生氧化还原反应并产生疏水结构是比较困难的。

矿浆原生电位：在湿式球磨机磨矿时，钢球与钢衬板的摩擦腐蚀，硫化矿物表面的氧化还原反应等各种复杂的电化学反应形成矿浆混合电位，我们称之为“矿浆原生电位”。原生电位调控浮选技术矿/钢球、衬板矿/矿矿/药剂/钢球、衬板磨矿矿浆原生电位捕收剂pH调整剂给矿

※如何实现电位调控方法仍有许多困难，如：①药剂（如硫化钠）调控，需加入很多浮选药剂，不易控制。②用电极调控矿浆电位，由于是悬浮物，颗粒间电位传导不好，成本高，工业应用受到一定限制。※提出“原生电位”的概念，只要对矿浆原生电位合理调节，可完全满足矿物电位调控浮选分离的条件。在工业上实现了矿浆原生电位控制、pH、药剂浓度、流程结构的科学(合理)匹配，并且大大降低了成本。※提出用腐蚀电位测定和计算浮选矿浆“原生电位”及其变化，可以实现电位调控各种矿物浮选行为。通过控制球磨机中各种电化学反应，稳定“原生电位”，在工业浮选循环中得到应用。确定了凡口矿电位调控浮选工艺的总体技术方案和技术突破点，解决了浮选流程中电位、pH、药剂的最佳匹配问题，使流程简化、浮选时间大为缩短，实现了复杂铅锌矿的选择性浮选分离。在不增加场地和设备的条件下，处理量由原来设计的三个系列3000吨/日增加为5600吨/日，并保持良好的分选指标。

原生电位浮选工艺有两个特点：一是主要调节和控制包括矿浆pH值、捕收剂种类、用量及用法、浮选时间以及浮选流程结构等在内的传统浮选操作参数；二是不采用外加电极、不使用氧化－还原药剂调控电位，这两点为该工艺在现有浮选体系中实际应用及推广创造了条件。原生电位浮选的主要科学内涵和技术关键在于：将传统浮选过程控制参数与矿浆原生电位结合起来，研究矿浆原生电位的利用和控制对浮选过程的影响，并从中寻找各因素之间的最佳匹配方案，从而确定最佳浮选条件，包括经济合理的药剂制度、矿物表面最佳疏水/亲水条件及浮选分离选择性，以保证良好的精矿质量和高回收率。原生电位调控浮选的流程设计多次精选多次扫选粗选搅拌调浆

电位的测量与调控药剂的种类、用量、加入点

pH值、调整剂种类和用量浮选流程结构

磨矿产品原生电位调控浮选的三维体系添加少量的捕收剂与起泡剂中矿E3、pH3药剂（种类、用量）E1、pH1E2、pH2E4、pH4E5、pH5捕收剂活化剂原生电位调控浮选与传统浮选过程生产指标的对比表

传统浮选工艺OPCF(%)品位%Pb7479(+5)Zn5050回收率%Pb9294(+2)Zn8692(+6)铅浮选条件pH=7~8Frother:130g/tXanthate:130g/tEh=0.08v~0.06vpH=12~13Lime:5~7kg/tDDTC:28~35g/t

广东凡口铅锌矿选矿厂1998-1999年电位调控浮选工业试验取得成功，该工艺把现代硫化矿电位调控理论结合生产实际进行了实践，进一步对矿物浮选行为和矿浆中的主要参数矿浆电位的关系进行了系统研究。锡铁山铅锌矿选矿厂Ⅳ系列生产流程（原生电位调控浮选）原生电位调控铅一粗二精锌一粗一精工艺简单7.2选择性絮凝分选技术

选择性高分子絮凝分选是从稳定分散的悬浮液中选择性絮凝其中某一组分，使之与其他仍处于分散状态的组分分离，从而达到分选的目的。选择性高分子絮凝分选成功的关键在于选择合适的絮凝剂和调节矿浆的物理化学性质，以使药剂与矿物表面的作用具有一定的专属性。选择性絮凝过程可分为几个阶段，首先使悬浮液中的固体颗粒充分而稳定的分散，加入絮凝剂后，絮凝剂选择性吸附在一部分颗粒表面，使其形成絮团，最终与另一部分仍处于稳定分散的颗粒分离。高分子絮凝的架桥机理

矿物选择性絮凝分选工艺：

1）矿浆分散；

2）絮凝剂选择性吸附及形成絮团；

3）絮团的调整，以形成符合后续分离过程所要求的絮团，并使絮团中夹杂物减至最小；

4）从悬浮液中分离絮团。选择性絮凝分选要获得成功，要注意以下几个方面：

1）要调节适宜pH值，以控制体系中离子组成；

2）高分子絮凝剂要与表面活性剂组合使用；

3）要使用适宜的抑制剂、分散剂和组合调整剂；

4）合理添加絮凝剂；

5）适宜的搅拌强度；

6）适宜的分离方法，磁选、脱泥、浮选、筛分等方法。

世界上第一个应用选择性絮凝-脱泥-浮选工艺的蒂尔登(Tilden)选矿厂。该厂处理难选细粒嵌布的非磁性铁隧岩，其主要铁矿物为赤铁矿和假象赤铁矿，脉石矿物主要是石英、燧石和其他硅酸盐矿物。铁矿物平均嵌布粒度为10-25m，原矿磨至-25m(500网目)85%，才能达到充分解离。原矿铁品位36.6%，SiO246.6%，可获铁品位为65%-66%，铁回收率70%-75%的铁精矿。工艺过程选用玉米淀粉为絮凝剂，用氢氧化钠、聚磷酸钠作为调整分散剂，加在磨矿机中，矿浆pH值为11。苛性淀粉能有效地同时对氧化铁起选择性絮凝作用及抑制作用。美国蒂尔登选矿厂铁矿选择性絮凝浮选流程图-3.2cm原矿自磨-2mm筛分3.2~7.6cm1.6~3.2cm2mm~1.6cm尾矿铁精矿砾磨破碎旋流器分级选择性絮凝矿泥浮选粗选扫选1扫选2扫选3扫选47.3微泡浮选技术

包括加压浮选技术、真空浮选技术和电解浮选技术。

加压浮选技术原理：通过加压溶气，然后通入常压浮选槽而产生气泡，然后进行浮选。加压浮选工艺因具有发泡量容易调节控制，流程灵活可变等优点，得到广泛应用。加压浮选装置主要由压力泵、空气压缩机、溶气罐、减压阀、浮选槽等组成。其工作程序为：压力泵将原水或部分处理水连同0.196-0.49MPa(2-5kg/cm2)压力的压缩空气导入密闭的溶气罐，水在溶气罐停留1-5min后再经减压阀连同未加压的回水导入开放于常压的浮选槽，空气在浮选槽析出，与目的物形成泡沫或浮渣，由刮板刮出；水在浮选槽内停留10-30min，处理水由浮选槽底部或槽的另一端排出。加压浮选流程包括全部原水加压流程、部分原水加压流程和处理水循环加压流程。溶气罐的压力和气体的溶解度是加压浮选的重要影响因素。

真空浮选技术原理：又称减压浮选，采用降压装置，利用减压方法使溶于水中的气体从水中析出，从溶液中析出微泡的方法，气泡粒径一般为0.1-0.5mm。研究证明，从水中析出微泡浮选细粒的重晶石、萤石、石英等是有效的。其他条件相同时，用常规浮选法，重晶石精矿的品位为54.4%，回收率为30.6%，而用真空浮选品位可提高到53.6-63.6%，相应的回收率为52.9-45.7%。减压浮选适于有臭气、有害气体挥发的浮选过程。缺点是发泡量受到限制，需间断操作。电解浮选技术原理：利用电解水的方法获得微泡，气泡的产生是靠电解时在阴极和阳极分别折出H2和O2形成的。一般气泡粒径为0.02~0.06mm。用于浮选细粒锡石时，单用电解氢气泡浮选，粗选回收率比常规浮选显著提高，由35.5%提高到79.5%，同时品位提高0.8%。电解浮选是新近发展起来的微细颗粒乃至胶粒的浮选工艺，不仅用于一般固体物料的分选，还用于工业废水处理、轻工及食品工业产品的净化等。7.4气溶胶浮选技术

气溶胶是指固体微粒或(和)液体微粒悬浮于气体介质中所形成的多相分散体系。这个分散体系必须由两部分组成:一是被悬浮的微粒物，即分散相；二是承载微粒物的气体，即分散介质。所以，气溶胶是包含分散相(微粒物)和分散介质(气体)二者在内的统一整体。

气溶胶浮选是指将浮选药剂以气溶胶的形式给入浮选系统中，作为浮选作业的一种浮选技术。其中，气相介质一般为空气。实际上，气溶胶浮选应用的是气溶胶加药技术。这一方法是根据浮选热力学原理和气体介质吸附过程理论为基础制定的。气溶胶浮选系统应包括:气溶胶发生装置、气溶胶检测仪、气溶胶传送装置和浮选装置。

气溶胶浮选所利用的气体分散相，可以是起泡剂或捕收剂，甚至可以是抑制剂、活化剂和调整剂。传统的浮选药剂加入方式，是将药剂加入到液相里；而气溶胶加药方式，是把药剂加入到气相里。气溶胶加药方式的优点：可使浮选药剂充分分散，具有提高药剂作用效果、加快浮选速度、减少药剂消耗量、提高浮选指标等优点。影响气溶胶浮选的气溶胶胶体特性主要是:分散相的浓度和粒度、分散相的分散性和分散相的稳定性等。XJX-T12型浮选机1-中空加药斗;2-大皮带轮;3-机架;4-进气孔;5-定子加药斗;6-套筒;7-中空轴;8-槽体(包括中矿箱);9-入料循环筒;10-叶轮;11-定子;12-稳流板通过叶轮离心力作用产生负压，浮选药剂与空气接触弥散成气溶胶。气溶胶法小型试验设备示意图1-V7型喷笔;2-压力风;3-气溶胶稳定控制器;4-气溶胶;5-XFD单槽浮选机气溶胶输送方式及其设备联系示意图1-压力风;2-滤油器;3-药剂箱;4-输药管;5-压力表;6-压力风检查装置;7-压力风管;8-HJH3型发生器;9-6A浮选机

试验证明，气溶胶加药方式具有可强化镍矿的浮选过程，提高镍矿矿物的可浮性，加快浮选速度，增强药剂作用效果和提高浮选指标等优点。近期北京科技大学孙春宝教授研究团队通过铜钼矿的研究认为：采用该技术从气相中加入的捕收剂能优先并且迅速地在气-固界面上吸附，加快了气泡的矿化速度。与传统浮选工艺相比，气溶胶浮选技术可使铜钼混合浮选阶段钼的回收率提高3%，浮选时间可缩短20%左右。在相同的回收率下，煤油用量可节省40%。气溶胶浮选的最佳磨矿细度为－200目0.074mm)占65%，浮选矿浆最佳pH值为9。气溶胶技术针对低品位难选矿的浮选具有明显的强化作用，值得进一步研究和推广。7.5矿石流体包裹体自活化技术矿石流体包裹体的概念

流体包裹体是研究存在于矿物和岩石包裹体中的古流体，通过对其进行定性和定量分析可解释地壳乃至地幔中的流体参与下的各种地质过程。

昆明理工大学提出了矿石流体包裹体自活化技术。

硫化铜矿流体包裹体组分释放的铜离子在“富硫”表面自发吸附可以活化硫化铜矿物浮选，从而提出了矿石流体包裹体自活化技术。难以活化的浸染状结合铜可用高分子桥联剂、铜离子为桥联离子，黄药为捕收剂进行桥联浮选。用反浮选脱钙镁碳酸盐后，再用酸浸法浸出类质同相状结合铜。复杂混合铜矿高效回收新技术综合工艺7.6铁矿石的分步浮选技术

东北大学近年来针对东鞍山含碳酸盐铁矿石的分选难题，提出了“分步浮选”技术。

分步浮选技术：根据矿石中铁矿物之间交互影响严重的问题，利用不同矿物在不同介质条件下可浮性的差异，首先在中性条件下将容易发生罩盖的细颗粒菱铁矿和绿泥石等含泥硅酸铁矿物第一步提前分离，减少其对后续分选的影响；然后第二步在强碱性条件采用正常的反浮选技术分选赤铁矿。项目背景

鞍山地区含碳酸盐赤铁矿石主要分布在东鞍山、关宝山、小孤山、眼前山和黑石砬子等，总储量超过10亿吨，其中以东鞍山铁矿储量最大，约5亿吨。生产实践表明，东鞍山含碳酸盐赤铁矿石的浮选难度极大，随着碳酸铁含量的增加，浮选指标呈下降趋势，原矿碳酸铁含量超过3%时，生产上无法实现浮选分离。

石英纯矿物SEM照片1000×ab尾矿SEM照片1000×菱铁矿在赤铁矿和石英表面的吸附罩盖a点EDS分析（菱铁矿）b点EDS分析（石英）赤铁矿纯矿物SEM照片1000×dc精矿SEM照片3000×c点EDS分析（菱铁矿）d点EDS分析（赤铁矿）工艺矿物学特征化学成分TFeSSiO2AlCaMgMnAsKNaFeO含

量

/%34.430.004649.410.080.280.220.28<0.0050.040.039.24矿石的化学分析结果(%)矿石中铁矿物的化学物相分析结果

(%)元素存在的相磁性铁中铁碳酸铁中铁假象（半假象）赤、褐铁矿中铁硅酸铁中铁总量含量(%)0.344.9826.012.9634.29占有率(%)0.9914.5375.858.63100.00矿石中矿物的相对含量金属矿物含量/%脉石含量/%假象赤铁矿37.18石英49.41半假象赤铁矿方解石1.46赤铁矿其它1.34菱铁矿10.14总计100.00磁铁矿0.47黄铁矿微黄铜矿微分步浮选技术的形成

针对含碳酸盐铁矿石的矿物组成，研究过程中制备了赤铁矿、磁铁矿、菱铁矿、石英、铁白云石纯矿物，系统研究了矿物的自然可浮性、金属离子、无机和有机抑制剂、组合抑制剂对各种矿物可浮性的影响。进而揭示了碳酸铁对赤铁矿可浮性的影响规律，形成了针对含碳酸盐赤铁矿石的分步浮选技术。组合调整剂对矿物可浮性的影响油酸钠浮选体系中淀粉与CaCl2组合首先加入淀粉，抑制赤铁矿、磁铁矿和石英，在中性条件下，浮选菱铁矿和铁白云石；然后加入NaOH调整pH至11.5，添加淀粉抑制赤铁矿和磁铁矿，加入CaO活化石英，采用脂肪酸类捕收剂浮选石英。混磁精矿

淀粉

捕收剂搅拌2搅拌2

第一步浮选3含碳酸铁中矿NaOH搅拌3搅拌3CaO

捕收剂搅拌3

第二步浮选5精矿搅拌3

淀粉

尾矿分步浮选工艺原则流程混合磁选精矿第一步正浮选第一步反浮选粗选精选扫选1扫选2扫选3含碳酸铁中矿精矿尾矿

尾矿图例：品位%;产率%回收率%42.84;100.00100.0036.66;13.3111.3943.79;86.6988.6165.06;52.8380.2329.78;67.0846.6467.84;43.8769.4751.45;8.9610.7648.56;24.2627.5039.93;8.397.8226.20;1.120.6819.15;42.8219.1419.33;43.9419.8222.55;51.2126.96混磁精矿精矿粗选一扫二扫三扫精选含碳酸铁中矿第一步浮选现场混合磁选精矿分步浮选闭路试验数质量流程

尾矿分步浮选连续试验数质量流程图例：品位%;产率%回收率%42.84;100.00100.0037.84;15.9714.1143.79;84.0385.8962.03;56.4281.6931.13;63.5246.1666.37;40.6262.9350.87;15.8018.7649.41;20.1123.2039.28;2.322.1444.72;7.5922.67;43.4122.9625.95;51.0030.8923.51;45.7325.10混磁精矿精矿粗选一扫二扫三扫精选含碳酸铁中矿第一步浮选7.93分步浮选工业试验

含碳酸盐铁矿石分步浮选工业试验从2010年5月14日开始在鞍钢集团公司东鞍山烧结厂进行，运行三天后各项指标趋于稳定。

工业试验期间着重考察了不同碳酸铁含量、不同类型含碳酸盐铁矿石、不同药剂制度等对分步浮选工艺分选效果的影响，工业试验考察至2010年8月23日。工业应用已稳定至今。正浮选反浮选设备联系图粗选精一扫二选扫三扫正浮选设备联系图精矿尾矿碳酸铁中矿6＃系统5＃系统第一步碳酸铁正浮选第二步赤铁矿反浮选碳酸铁平均含量与平均铁精矿品位和回收率的关系原矿FeCO3含量(％)平均FeCO3含量(％)混磁精FeCO3平均含量(％)正浮选泡沫中FeCO3平均含量(％)正浮选FeCO3脱除率(%)最终铁精矿品位(%)平均回收率(%)2~32.415.6114.0138.2365.6863.843~43.555.5914.0233.9064.6965.724~54.386.6015.8739.2764.1063.855~65.397.6120.0130.0362.4963.936~76.367.5620.1846.3664.4561.977~87.429.2221.9847.2160.7758.32>810.0111.5723.8547.4161.2463.05平均5.647.6818.5640.4863.3762.95一次磨矿分级分级精选螺旋溜槽粗选螺旋溜槽分级二次磨矿弱磁强磁正浮选31.24,10010032.56,169.36176.5134.43,102.24112.6829.71,67.1263.8343.23,37.3351.6529.37,64.9161.0334.28,44.0448.3234.78,25.3228.1934.4669.3676.5131.77,19.3719.7031.77,19.3719.7061.05,12.0123.4653.0511.2219.0725.08,55.9044.8839.67,27.7735.2610.56,28.139.5143.52,39.0054.3237.44,4.585.5044.33,34.4148.8246.60,64.9896.9256.17,34.6462.2945.65,15.0421.9842.42,15.5321.0835.67,30.3334.6330.59,22.9122.4334.248.108.8820.31,20.9813.6414.2,49.0022.2725.92,6.185.1217.97,14.818.5264.24,19.6040.3163.03,31.6163.7715.07,63.8130.7344.05,47.9567.6231.24,10010031.24,326.5326.531.24,226.5226.5反浮选精选二扫三扫球磨机给矿总精矿总尾矿正浮选泡沫12.71全流程考查结果回收率%扫中磁19.02,20.87品位%产率%一扫7.7铁矿石的分散浮选技术

近年来，东北大学针对微细复杂难选铁矿的浮选提出了分散浮选的分选思路。

分散浮选技术：根据矿石中铁矿物之间交互影响严重的问题，采用分散性药剂将吸附罩盖在粗颗粒有用矿物表面的细颗粒菱铁矿或硅酸铁脉石解吸，并消除细颗粒矿泥的团聚现象，从而恢复粗颗粒铁矿物的本来面目，而达到分选矿物的目的。分散浮选关键技术包括组合高效分散剂的选择与应用、分散性捕收剂的合成与应用等。

添加YJ细颗粒聚团粗颗粒微细颗粒

微细粒超细颗粒聚团粗颗粒分散药剂作用前后矿粒的存在状态

分散药剂作用前后矿粒表面扫描电镜图含碳酸盐中矿工艺矿物学特性研究化学成分TFeSPSiO2Al2O3CaOMgOFeO含

量

/%42.960.0720.1122.962.782.471.6813.51以YJ为分散剂时分步浮选中矿分散浮选技术的试验与工业应用组分磁铁矿中Fe菱铁矿中Fe赤、褐铁矿中Fe硅酸铁中Fe其它中FeTFe含量/%9.825.6523.193.740.5442.94占全铁/%22.8713.1654.018.711.26100.00矿样平均粒径2.8352md50=1.2763m比表面积28695cm2/cm3小于5m的颗粒占了85%以上，大于10m的颗粒仅占了约5%。分散剂YJ500g/t浮选机转速2800r/min淀粉用量2200g/t矿浆pH=11.5捕收剂KS-Ⅱ800g/t浮选时间4min粗选铁精矿品位：52.91%回收率：58.34%含碳酸盐中矿分离条件试验研究

三精3minpH=11.5淀粉2200g/tpH=11.5KS-Ⅱ800g/tYJ500g/t粗选4min一精3min二精3min一扫4min二扫4minpH=11.5pH=11.5KS-Ⅱ200g/tKS-Ⅱ200g/tKS-Ⅱ200g/tpH=11.5淀粉600g/tpH=11.5淀粉400g/t精矿三精尾二精尾一精尾一扫精二扫精尾矿含菱铁矿中矿含碳酸盐中矿开路试验流程图含碳酸盐中矿分散浮选流程试验研究开路数质量流程图产率%，Fe品位%

Fe回收率%图例：三精粗选一精一扫二扫精矿三精尾二精尾一精尾一扫精二扫精尾矿含菱铁矿中矿二精100.00，43.08100.0047.78，51.6257.2633.31，56.3843.5925.56，59.4035.2419.72，61.2328.0314.47，40.6813.667.75，46.438.365.84，53.207.2152.22，35.2642.747.42，48.418.3423.86，47.7826.4728.36，24.7216.2820.95，16.337.94粗选精选精矿尾矿含菱铁矿中矿100.00，42.62100.00115.21，42.24114.1743.31，56.2057.1015.21，39.7114.1758.52，51.9171.2756.69，