某石英砂浮选降铁工艺及机理研究

对某石英砂沉降脱泥洗矿后浮选除铁工艺进行研究,考察调浆酸种类、矿浆pH值、调浆时间、捕收剂用量、浮选矿浆浓度等条件对石英砂精矿中铁含量的影响。结果表明：捕收剂采用十二烷基磺酸钠(SDS)反浮选脱除该石英砂中赤铁矿可以达到降铁的目的;浮选降铁较优的工艺条件为,石英砂原矿经脱泥后分级,106～450μm粒级的石英砂入浮,盐酸调节矿浆pH值至3、调浆时间2 min、浮选矿浆浓度20%、捕收剂SDS用量400 g/t、起泡剂松油醇用量25 g/t。最终可获得SiO₂含量达98.84%、Fe₂O₃含量仅0.022%的石英砂精矿,满足无色玻璃工业的入料要求。此外,通过动电位测试发现,矿浆pH值约为3时处于石英和赤铁矿的等电点中间位置,此时捕收剂阴离子会选择性地作用于赤铁矿表面,从机理上初步解释了该pH值条件下赤铁矿得到较好脱除的原因。     

铝土矿选尾矿沉降特性研究

本文以铝土矿尾矿矿物组成、颗粒分布为基础,研究了铝土矿的自然沉降特性及影响因素,通过单因素实验优选了沉降促沉剂种类和用量,采用正交实验对促沉剂的用量级配进行了优化,研究结果表明,四种促沉剂的最佳配比为:草酸钠/二水合柠檬酸钠/肥皂粉/腐殖酸钠=4/2/1/4,当复合促沉剂投加量为27 g/t时,可在100 min内将浓度为15％的铝土矿尾矿浆浓缩到27％,尾矿浆的泌水比是自然沉降的2.6倍,沉降层浓度较自然沉降提高了37％,提高了水的回用率,并为尾矿的固化堆存提供了条件.     

硫铁矿尾矿的综合利用工艺研究

实验首先对尾矿中的黄铁矿进行了浮选回收,实验中讨论了矿浆质量浓度、pH值、HD浮选药用量3个因素对浮选工艺的影响,得到最佳的浮选条件为:矿浆质量分数为20%、pH值8.5、HD浮选药用量200 g/t,精硫矿品中w(S)=29.48%,尾矿中w(S)降低到1.13%。脱硫后对槽底尾矿采用高温煅烧法除去其中的碳和有机质,确定了最佳的煅烧温度为750℃,煅烧时间为2 h,煅烧后再采用化学法除去尾矿中的铁,确定了最佳的强还原剂用量,得到了白度为64.8%的初级高岭土。     

云南晋宁磷矿浮选废水处理研究

在磷矿的正反浮选中,由于矿浆不同的pH值条件,磷矿石的多样性,矿浆中无机离子及药剂组份表现出不同的特性,正浮选尾矿水、反浮选精矿水及反浮选尾矿水差异性很大,将所有选矿废水集中收集,不经处理统一回用显然是行不通的。絮凝沉淀法是处理晋宁磷矿浮选废水的有效方法之一,石灰与碳酸钠或磷酸钠配合使用都可以用来处理浮选废水。当氧化钙用量为4.0 kg/m3、碳酸钠用量为0.6 kg/m3时,闭路流程试验最终精矿w(P2O5)=29.66%,回收率达77.38%;当氧化钙用量为2.0 kg/m3、十二水磷酸钠用量为0.2 kg/m3时,最终精矿w(P2O5)=30.22%,回收率76.74%。此方法处理后的废水回用对浮选过程影响不大,且简单易行,工业上容易实施。     

回收承德某铁尾矿中低品位磷矿的试验研究

对承德某铁尾矿原矿性质的研究表明,该铁尾矿中含有磷和钛两种可回收元素,其中磷以磷灰石的形式存在,且嵌布粒度较粗,钛主要为钛铁矿,嵌布粒度细。因此本研究提出先浮选回收磷再选钛的工艺流程。在回收磷的试验中,研究了1次粗选和精选时各个影响因素,结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm质量分数占52.1%,p H=8.5~9,水玻璃用量800 g/t,AW-01用量800 g/t,矿浆质量分数30%,粗选时间3 min,精选时水玻璃用量50 g/t,AW-01用量100 g/t,矿浆质量分数为25%的试验条件下,采用1次粗选3次精矿的浮选工艺流程,可获得磷品位为32.74%,回收率为86.11%的磷精矿,同时尾矿中磷品位降至0.31%。     

中性条件下蓝晶石矿浮选试验研究

针对河北邢台卫鲁地区蓝晶石选矿流程中强磁选后的非磁性产品进行浮选试验研究,结果表明,在磨矿细度为-200目质量分数占65.00%,十二胺盐酸盐作为捕收剂用量为40g/t,柴油作为辅助捕收剂用量为300g/t,矿浆质量分数为30%,淀粉作为抑制剂用量为360g/t,矿浆pH=6.5左右的中性浮选条件下进行了1粗4扫的开路反浮选,最终获得产率为14.28%,Al2O3品位为60.31%,蓝晶石品位为96.16%的高纯蓝晶石精矿。     

承德某地区铁尾矿回收磷试验研究

本文对承德某选矿厂的铁尾矿进行了磷矿物回收的浮选试验研究。对原矿进行了化学成分、主要矿物、尾矿粒度等性质的研究,其中尾矿细度为-0.074 mm质量分数占8.94%,主要回收矿物为磷灰石,P2O5质量分数2.11%。研究结果表明,在尾矿磨至-0.074mm质量分数占52.17%,pH=8.5,水玻璃用量900g/t,aw-01用量700g/t,矿浆质量分数为30%的条件下,采用1次粗选、3次精选的开路浮选试验,获得了品位为31.66%,回收率为84.58%的磷精矿,同时浮选尾矿中磷的质量分数降至0.34%,提高了铁尾矿中伴生矿物磷资源的回收率。     

从粉煤灰中回收碳的浮选试验研究

通过浮选试验确定最佳工艺条件为 :粗选时间 5 min,精选时间 3min、药剂与矿浆作用时间 1min、充气量为0 .35 m3 /m2 · min、矿浆浓度 2 8%、轻柴油用量为 790 (g/t) ,FR用量为 6 0 0 (g/t)     

新华含稀土磷矿浮选实验研究

采用反浮选工艺,研究了抑制剂种类及用量、捕收剂WF-01用量、浮选时间、矿浆浓度和磨矿细度等因素对新华含稀土磷矿浮选效果的影响,并对较佳浮选条件下获得的磷精矿和尾矿进行了稀土分析. 结果表明,浮选剂选用WF-01,工业硫酸不适宜单独作为此矿样浮选时磷矿物的抑制剂,而采用工业磷酸作为抑制剂和矿浆pH值调整剂,在磷酸用量9 kg/t、捕收剂WF-01用量0.8 kg/t、浮选时间9 min、磨矿细度82%为-74 mm、矿浆浓度35%的浮选条件下,可获得较好的浮选和稀土富集效果,磷精矿的P2O5品位可从原矿的21.71%增加到32%以上,回收率达到90%;在浮选过程中稀土主要富集在磷精矿中,富集比为1.56,在精矿中的含量为87.09%.     

丁黄药用作高硫铝土矿浮选除硫的捕收剂

采用浮选方法对我国含硫一水硬铝石型铝土矿进行脱硫,采用单因素实验研究了高硫铝土矿在浮选剂丁基钠黄药作用下反浮选除硫的工艺条件,考察了浮选剂用量、浮选时间、浮选矿浆浓度(液固质量比)、pH值及矿石粒度对浮选的影响. 结果表明,反浮选除硫的合适工艺条件为,矿浆pH 10、浮选剂用量0.16 kg/t、起泡剂20 g/t、浮选刮泡时间15 min、液固质量比10、矿石粒度0.15 mm. 在此工艺条件下,铝土矿中硫含量由2.08%降低到0.41%,符合我国氧化铝工业对矿石中硫含量的要求,Al2O3回收率达90.83%. 浮选过程基本符合一级动力学反应方程.     

微细粒煤泥水沉降特性及机理研究

以山西某选煤厂的微细煤泥水为试验对象，对煤泥进行了粒度组成和矿物组成分析，煤泥粒度较细，90%分布在49.5μm以下，含有大量的高岭石等粘土矿物，导致煤泥沉降困难。研究不同药剂类型和用量条件下凝聚剂、絮凝剂以及联合作用时对煤泥水沉降效果的影响，及絮团粒径、分形维数和絮凝效果之间的关系。煤泥沉降试验表明，阴离子型聚丙烯酰胺(APAM)单独使用时，随着APAM分子量的增加，初始沉降速度逐渐增大，上清液浊度降低。APAM和凝聚剂聚合氯化铝(PAC)联合使用时，沉降效果显著提高。当APAM的添加量为80 g/t, PAC添加量为200 g/t时，煤泥沉降效果最好，此时初始沉降速度为6.8 mm/s,上清液浊度为226.4 NTU,分形维数为1.79。在试验研究的范围内，随着分形维数的增加，上清液浊度逐渐降低，初始沉降速度增加。     

余吾选煤厂细粒煤泥调浆浮选试验研究

论述了调浆作为浮选前重要的预处理环节,对浮选效果具有重要的影响。以余吾选煤厂细粒煤泥做为调浆浮选试验研究对象。研究结果表明,当调浆时间为1.5 min,调浆转速为2 200 r/min,煤油用量为500 g/t,仲辛醇用量为50 g/t时,调浆浮选效果最好,此时精煤产率为80.45%,灰分为9.44%,浮选完善指标为52.01%;与常规浮选相比,在灰分基本相当的情况下,精煤产率增加了14个百分点,浮选完善指标提高了8.6个百分点。     

南梁选煤厂煤泥浮选半工业试验研究

为了进一步验证南梁选煤厂煤泥浮选的可行性,进行了煤泥浮选半工业连续分选试验;试验分为低浓度直接浮选和高浓度浮选,通过对入料量、入料浓度、药剂种类、药剂用量等变量的控制,得出在入料浓度80 g/L、起泡剂用量300 g/t、循环压力0.15 MPa、复合药剂FO3用量1.5 kg/t时,浮选尾煤灰分达到88%左右,精煤产率约60%,精煤灰分10.58%。     

王集胶磷矿浮选精矿浓密机溢流跑浑的治理实践

通过降低浓密机入矿矿浆质量分数至15%、添加60g/t分子量为1200万的阴离子聚丙烯酰胺、优化浓密机底流矿浆输送的操作等方式对王集胶磷矿(Ph1)浮选精矿浓密机溢流跑浑问题进行治理,结果浓密机溢流水含固量由15g/L降至2g/L,达到了治理的目的。     

高硫煤浮选脱硫实验研究

采用浮选法研究了磨矿粒度、捕收剂用量、起泡剂用量、抑制剂用量等因素对高硫煤脱硅效果的影响,结果表明,磨矿粒度-200目占48.48%,捕收剂用量1.4kg/t,起泡剂90g/t,抑制剂1.5g/L,浮选时间5min,浮选温度为室温,可获得较好的脱硫效果,脱硫率达到50%左右。论文的研究为高硫煤的浮选法脱硫提供一定的参考依据。     

罕王某选厂尾矿絮凝试验研究

随着国内外对矿产资源需求的增大,在选矿过程中产生的尾矿随之增加,低浓度的矿浆具有环境污染、侵占农田及危害人身安全等问题,试验通过优化絮凝过程并对比五种不同比例絮凝剂找到最优方案。试验表明,在矿浆质量分数为2.61%、沉降时间为60 s、搅拌转速为650 r/min、搅拌时间为25 s、絮凝剂用量为75.37 g/t的条件下,对-0.074 mm颗粒占93.39%的铁尾矿进行试验,其上层清液吸光度为0.016 Abs、颗粒悬浮物质量浓度为18.274 mg/L,比静态沉降提高了82.02%,符合国家一级工业废水排放标准;选取爱森665s作为尾矿絮凝剂,在8.61 g/t时其最佳吸光度最低为0.003Abs。优化结果降低了罕王某选厂尾矿絮凝试验的安全隐患,具有节能减排的优点,可为我国环境综合治理提供技术支撑,并为其他选厂絮凝剂选型提供参考。     

高硫煤浮选法脱硫实验研究

采用浮选法脱除贵州某煤中的硫,以磺化煤油为捕收剂,WP溶液为起泡剂,CaO为抑制剂,考察了捕收剂用量、起泡剂用量、抑制剂用量以及矿浆浓度对脱硫率的影响。实验结果表明,在捕收剂用量30kg/t、起泡剂用量1.250kg/t、抑制剂用量37.5kg/t、矿浆质量浓度106g/L的条件下,能有效脱除煤中的硫分,脱硫率达到67.63%。对比分析脱硫前后煤样,结果表明浮选法脱除煤中硫的同时,也提高了煤样的热值,提升了煤的质量。     

六盘水某洗煤厂煤泥浮选初步研究

为减轻环境污染,提高煤泥回收率,以六盘水某洗煤厂入浮煤泥为研究对象,在煤质分析的基础上,探索了浮选药剂最佳的工业参数。结果发现,当捕收剂选用原柴油,用量为80 g/t,起泡剂选用二号油,用量为700 g/t,矿浆浓度为90 g/L,浮选机充气量为0.2 m~3/min,浮选机叶轮转速为1800 rpm,刮泡时间为3 min时,浮选精煤产率为49.74%,灰分为11.46%。     

高炭粉煤灰浮选脱炭试验研究

高含炭量的粉煤灰是一种不可被直接利用的固体废弃物。为降低高炭粉煤灰的烧失量,对高炭粉煤灰进行脱炭试验研究。本文通过磨矿试验确定高炭粉煤灰原灰最佳磨矿时间为1.25 min;通过浮选药剂制度试验确定磨细高炭粉煤灰最佳浮选药剂制度为仲辛醇用量为4 kg/t,煤油用量为12 kg/t;通过浮选工艺试验,确定磨细高炭粉煤灰最佳浮选工艺为叶轮机转速2 000 r/min、刮泡时间8 min、矿浆浓度120 g/L和单位面积充气量0.30 m³/(m²·min)。通过上述试验,最终可得到烧失量为0.63%,产率为60.64%的脱炭粉煤灰,烧失量可达到Ⅰ级灰要求。     

某炼焦煤选煤厂浮选尾煤再选的试验研究

结合某炼焦煤选煤厂生产实际,综合分析了浮选入料和浮选尾煤的性质,发现浮选入料中有部分大于0.5 mm粒级的低灰分颗粒混入,尾煤中含有较多低灰细粒煤可以回收;利用正交试验和响应面模拟的方法对浮选尾煤再选结果进行了研究模拟,得出在矿浆浓度为60 g/L,叶轮转速1 800 r/min,充气量为100 m~3/(m~2·min)时,尾煤再选可燃体回收率可达到79.93%;在影响可燃体回收率的因素中,矿浆浓度>叶轮转速>充气量。