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滑石礦手選尾礦選礦試驗研究

2010-01-06 08:28:42胡志剛代淑娟孟宇群邵鳳俊白麗梅
中國非金屬礦工業導刊 2010年1期

胡志剛,代淑娟,孟宇群,邵鳳俊,白麗梅

(1.河北理工大學資源與環境學院,河北 唐山 063009;2.遼寧省地質礦產研究院,遼寧 沈陽 110032;3.中國科學院金屬研究所,遼寧 沈陽 110016)

滑石礦手選尾礦選礦試驗研究

胡志剛1,代淑娟2,孟宇群3,邵鳳俊2,白麗梅2

(1.河北理工大學資源與環境學院,河北 唐山 063009;2.遼寧省地質礦產研究院,遼寧 沈陽 110032;3.中國科學院金屬研究所,遼寧 沈陽 110016)

本試驗樣品滑石礦手選尾礦主要成分為滑石和菱鎂礦,另有少量石英等。試驗采用粗磨粗選、二次精選、中礦再磨返粗選的流程,可獲得精礦品位滑石含量為95.67%(SiO2含量為61.68%)的高品位精礦粉,滑石回收率為89.43%。對該手選尾礦的回收利用,不僅提高了優質滑石產品的產量,同時使滑石資源得到充分利用。

滑石;手選尾礦;浮選

滑石質軟,具滑膩感,對油類有強烈的吸附性,在造紙、塑料、油漆、橡膠、紡織工業上用作添加劑,在日用化工上用途也較廣。我國每年出口量較大,主要銷往日本、韓國、德國、美國、英國、法國等,是我國出口創匯的主要礦產品之一[1,2]。

滑石是一種典型的非極性層狀硅酸鹽礦物[3-6],化學式為Mg3(Si2O5)2(OH)2,層與層間靠較弱的范德華力連接,每一單層滑石由兩層硅氧四面體與夾在其中的水鎂石八面體組成[7]。滑石有較強的疏水性,自然可浮性較好,在不加任何藥劑的情況下即可附在氣泡上而浮出[8],但由于浮選速度慢、浮選時間長,因此在浮選時需加入捕收劑使之浮選速度加快、浮選時間縮短,節省能源,減少浮選機臺數和占地面積等。由于滑石可浮性好,因此難于抑制,在滑石礦中反浮選除雜質不易實現。

目前,國內滑石礦仍普遍采用分段開采、人工手選工藝,資源利用率和選別效率很低。滑石礦手選尾礦在礦區積累很多,并還在逐年增加。它占用大量土地,破壞植被,風天揚塵,雨天流失,污染空氣和環境。對低品位滑石和滑石礦手選尾礦的加工利用,將會使滑石資源得到充分利用,將資源優勢轉化為更大的經濟優勢,并使礦山的生態環境得以改善。

實驗室選礦流程試驗樣品都是20mm以下的粉礦(手選尾礦),取代表性礦樣破碎至-2mm,并以其為原礦進行礦石性質研究及選礦試驗研究。

1 原礦性質

1.1 原礦組成

該原礦(滑石手選尾礦)礦物組成簡單,以滑石為主,其次為菱鎂礦、石英等。礦石礦物組成(%)為:滑石80、菱鎂礦18、石英(玉髓)1.5、其他0.5。

礦石中滑石白色、易碎、有滑膩感、硬度1~2;菱鎂礦灰白色、較難碎、滑膩感差、硬度3.5~4.5。

該滑石礦采出的原礦石中的大部分滑石為致密塊狀,+20mm粒級篩分和手選,選出一級和二級礦塊,-20mm粒級和手選尾礦是本次試驗研究的對象。因滑石質軟易碎,細粒級滑石含量較高,因此造成手選尾礦品位偏高,達80%。

原礦化學成分(%)為:SiO250.62、MgO33.60、CaO0.37、Al2O30.01、Fe2O30.21、TiO20.005、LOI11.59、酸不溶物79.28。

1.2 礦石結構和構造

礦石結構主要為:鱗片狀、板塊狀結構:部分呈細小的鱗片狀結構,大部分呈板塊狀結構,見圖1(a);等粒、不等粒變晶結構:菱鎂礦呈等粒及不等粒變晶結構,見圖1(b);港灣狀、錐齒狀結構:滑石、菱鎂礦接觸部分多呈港灣狀、細小錐齒狀和火花狀結構。當滑石生成晚于菱鎂礦并發生交代時,易形成港灣結構,見圖1(c);錐齒狀、網脈狀結構:滑石與菱鎂礦接觸部分較平滑,磨礦時易解離;當滑石沿菱鎂礦解理或晶體外緣交代時,易形成細小錐齒狀結構難解離;部分滑石集合體以火花狀分布在菱鎂礦集合體中,見圖1(d),接觸部分參差不齊,難解離;少量滑石呈網脈狀結構,見圖片1(e)。

礦石構造主要為致密塊狀構造,部分為浸染狀構造,浸染粒度為0.01~1.0mm。

2 選礦試驗

實驗室選礦流程試驗是基礎試驗,通過試驗來確定該試驗樣品的磨礦細度、藥劑制度(包括藥劑種類、用量、加藥地點)、試驗流程的結構等。根據以往試驗工作經驗,本次試驗只針對最主要的幾個條件開展試驗研究工作。

2.1 一段磨礦細度試驗

礦物的單體解離度是影響浮選指標的重要因素,磨礦過粗則不能使礦物充分單體解離,而磨礦過細又會產生大量次生礦泥惡化浮選條件,同時也造成不必要的功耗,兩者都難以獲得理想的選別指標。因此,確定適宜的磨礦細度是非常必要的。磨礦細度試驗流程及藥劑制度詳見流程圖2(添加劑用量:g/t,以下同),試驗結果見圖3(-200目)。

從圖3試驗結果可以看出,隨著一段磨礦細度的增加,粗精礦品位及粗精礦回收率均先增加后小幅下降。當-200目含量為69.60%時,粗精礦品位及回收率均為最高。因而,對粗精礦選別指標而言,取一段磨礦細度-200目為69.60%較為適宜。

經對粗精礦進行兩次精礦后,精礦品位及回收率亦隨磨礦細度增加而呈先升后降的變化趨勢,精礦品位在一段磨礦細度-200目含量為69.60%時達最大值,而精礦回收率則于一段磨礦細度-200目含量為61.20%時達最大值。綜合粗選的粗精礦及精選的精礦品位及回收率指標,取一段磨礦細度-200目含量為69.60%,此時獲得精礦滑石品位95%以上,滑石回收率65%的選礦指標。

2.2 捕收劑用量試驗

因滑石自然可浮性較好,采用捕收能力較弱的捕收劑便能使其有效上浮,試驗用煤油做為捕收劑,以起泡能力較弱的903為起泡劑,對它們的用量進行試驗考察。本次試驗采用粗選三次加藥、三次浮選、泡沫產品分別過濾、烘干、化驗的方法。粗選磨礦細度為-200目69.60%,浮選時間為10min,三次粗選煤油用量均為400g/t,起泡劑903用量分別為40、20、20g/t,試驗結果見表1。

表1 捕收劑用量試驗結果

從試驗結果看出,粗選捕收劑用量為二次加藥之和800g/t,粗選精礦,滑石含量為92.67%。滑石回收率為84.92%。回收率偏低,從試驗現象上看,捕收劑用量不足;粗選捕收劑用量為三次加藥之和1 200g/t,粗選精礦,滑石含量僅為92.17%,滑石回收率較高,為97.34%。此時明顯看出捕收劑用量有些偏大。為保證滑石精礦質量,后面的試驗捕收劑用量定為1 000g/t。

2.3 二段磨礦方案對比試驗

經過一段磨礦細度試驗和捕收劑用量試驗后,滑石精礦品位較高,但回收率偏低,其原因除了精選捕收劑不足外,更重要的原因是粗磨后,部分滑石未能充分解離而進入中礦,因此必須進行二段磨礦。二段磨礦一種方案為粗精礦再磨,另一種方案為對精選后的兩個中礦進行再磨。詳見流程圖4、5。試驗結果見表2。

表2 二段磨礦方案對比試驗結果(%)

從試驗結果看出,精選中礦再磨細至-200目含量為88.50%,滑石與菱鎂礦達到了單體解離,經兩次精選后中礦也能達到滑石含量大于95%的品位,并且這部分回收率大于20%。

與粗精礦再磨流程方案比較,精選中礦再磨的流程方案優于粗精礦再磨的流程方案,其理由如下:①在精礦品位基本一致的情況下,中礦再磨方案兩個精礦之和回收率達到85%以上,而粗精礦再磨方案回收率較低;②粗選精礦不需要再磨,經過兩次精選已能獲得滑石含量大于95%、回收率大于60%的滑石精礦。若將粗精礦全部再磨,由于滑石較軟,將會使已解離的部分滑石過磨而造成損失,同時也消耗更多的能源及原材料,這是粗精礦再磨方案的最大弱點;③精礦在較粗的粒度下受藥劑及浮選環境污染小,有利于滑石產品的進一步加工。

2.4 閉路流程試驗

精選中礦滑石品位與原礦相近或略低,因此中礦再磨后將其返至粗選作業。閉路流程試驗見圖6。

閉路試驗共用5個原礦,4個閉路循環,試驗在原礦滑石品位81.75%條件下,獲得了滑石精礦產率76.42%,精礦品位95.67%,尾礦品位36.63%,滑石回收率89.43%的選礦指標。

2.5 精礦多項化學成分分析

精礦多項化學成分分析結果(%)為:SiO261.68、CaO0.27、MgO31.68、Al2O30.02、Fe2O30.15、TiO20.02、K2O0.01、Na2O0.01、LOI5.68、酸不溶物91.98。

3 結語

(1) 本次試驗所用的試驗樣品,主要成分為滑石和菱鎂礦,另含有少量石英等雜質礦物。滑石和菱鎂礦多為塊狀構造,因此部分滑石可在較粗的磨礦細度下解離,但部分滑石的形成時期較菱鎂礦晚,晚期形成的滑石則貫穿于菱鎂礦晶隙或裂隙中,并發生交代作用,形成港灣狀、錐齒狀結構。此部分滑石與菱鎂礦共生關系密切,解離較為困難。

(2) 試驗樣品中滑石大部分為高質量塊滑石的碎屑,較為易選。在粗磨-200目69.60%的細度下,經兩次精選就可以獲得高品位精礦。試驗樣品經粗磨、粗選、二次精選、中礦再磨返粗選的閉路流程即可獲得精礦品位滑石含量為95.67%(SiO2含量為61.68%)的高品位精礦粉,滑石回收率為89.43%,精礦產率為76.42%。

[1]黃麗婕,李藝.超細滑石粉的表面改性及應用特性[J].廣西輕工業,2007,98(1):29-30.

[2]陳立松,彭春艷.世界滑石的生產、消費及市場概況[J].化工礦物與加工,2008,(7):33-35.

[3]Yekeler M, S nmez I. Effect of the hydrophobic fraction and particle size in the collectorless column flota-tion kinetics[J].Colloids and Surfaces A: Physico-chemical and Engineering Aspects, 1997,121(1):913.

[4]Tamura H, Tsujimichi K, Yamano H, et al. Molecu-lar dynamics simulation of the friction between talc(001) surfaces[J]. Applied Surface Science, 1997,119(3-4):335-340.

[5]Charnay C, Lagerge S, Partyka S. Assessment of thesurface heterogeneity of talc materials[J]. Journal of Colloid and Interface Science, 2001,233(2):250-258.

[6]Yao Xiumin, Tan Shouhong, Huang Zhengren, et al. Dispersion of talc particles in a silica sol[J]. Materials Letters, 2005,59(1).

[7]馮其明,劉谷山,喻正軍,等.鐵離子和亞鐵離子對滑石浮選的影響及作用機理[J].中南大學學報(自然科學版),2006,37(3):476-480.

[8]孫傳堯,印萬忠.硅酸鹽礦物浮選原理[M].北京:科學出版社,2001.

Experiment Study on Flotation of Talc Tailing of Hand Sorting

Hu Zhigang, Dai Shujuan, Meng Yuqun, Shao Fengjun, Bai Limei
(1.School of Resources & Environment,Hebei University of Science and Technology, Tangshan 063009, China;2.Liaoning Academy of Geology and Mineral Resources,Shenyang 110032, China;3.Institute of Metal Research , Chinese Academy of Sciences, Shenyang 110016, China)

The experimental sample is talc tailing of hand sorting.It consistes of talc,magnesite and a little quartz.By the flotation flowsheet of rougher,two times clearner,regrinding middlings and return to rougher,the highe grade talc concentrate can be obtained.The concentrate contains talc 95.67%(SiO261.68%).Talc recovery rate is 89.43%.By this way,the output of high class talc product is increased and talc resources is exploited very well.

talc, tailing of hand sorting, flotation

P619.253

A

1007-9386(2010)01-0027-03

2009-11-09

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