不同实验设计方法在高灰分煤泥浮选优化实验中的应用

采用经验实验设计、多因素逐项实验设计及正交实验设计方法,以优化贵州高灰煤泥浮选较佳条件。结果表明,经验实验法中浮选精煤的最小灰分为12.42%,产率为19.92%;多因素逐项实验中较优浮选条件为捕收剂用量为60g/t、起泡剂用量为80 g/t、转子转速为1800 r/min、浓度为60 g/L,浮选精煤产率为24.62%、灰分为11.57%,浮选尾煤产率为75.38%、灰分为61.68%;正交实验中较优浮选条件为起泡剂用量90 g/t、捕收剂用量60g /t、浓度80 g/L、转速2000 r/min,浮选精煤产率为26.36%,灰分为12.46%,浮选尾煤产率为73.64%,灰分为63.82%。煤泥浮选多因素逐项实验与正交实验均能获得浮选的较优条件。     

高灰细粒煤泥正交优化浮选实验

这是一篇矿物加工工程领域的论文，研究了内蒙古鄂尔多斯市凯达煤样的粒度特征和矿物组成，并在前期单因素实验结果的基础上，采用正交实验考查了叶轮转速、充气量、捕收剂和起泡剂的用量对浮选完善指标和可燃体回收率的影响。最终采用“一粗一精”浮选工艺流程对正交实验的较优方案进行进一步研究，结果表明：各因素主次顺序为起泡剂用量>捕收剂用量>叶轮转速>充气量；正交实验所得的较优方案为A₂B₂C₃D₃，即起泡剂用量800 g/t、捕收剂用量1600 g/t、矿浆浓度60 g/L、叶轮转速1800 r/min、充气量0.175 m³/(m²/min)；在较佳条件下，经过“一粗一精”浮选工艺流程，最终得到了产率49.41%、灰分8.70%的精煤和产率50.59%、灰分74.15%的尾煤。     

常村煤矿选煤厂煤泥浮选药剂制度优化研究

常村煤矿选煤厂0.25 mm原生煤泥中0.045 mm细泥含量偏高,矿物组成以石英和高岭石为主,通过实验室浮选试验对药剂种类和用量进行了优化研究。结果表明:不同药剂对煤泥浮选的作用效果不同,且药剂之间存在一定的交互作用。采用现场药剂组合,捕收剂和起泡剂用量分别为600、80 g/t时,浮选精煤产率为70.42%、灰分为7.70%,尾煤灰分仅为46.51%;而在相同药剂用量条件下,现场捕收剂与仲辛醇起泡剂组合可获得产率为85.38%、灰分为9.43%的精煤,尾煤灰分高达75.52%,分选指标优于煤油与仲辛醇组合;而将现场起泡剂与煤油捕收剂进行组合时,浮选精煤产率为69.86%、灰分为7.72%,尾煤灰分46.68%。     

复配捕收剂对高灰细粒煤泥浮选效果的影响研究

为了解决高灰细粒难浮煤泥浮选精煤灰分高、药剂用量大等问题,采用煤油、煤油与油酸二乙醇酰胺(ODEA)复配作捕收剂进行浮选试验。结果表明,煤油-ODEA捕收剂能改善煤泥浮选效果,当矿浆浓度为90 g/L、起泡剂用量为150 g/t、煤油-ODEA捕收剂(复配比10∶1)用量为250 g/t时煤泥浮选效果最佳,精煤产率为68.36%,尾煤灰分为60.24%,可燃体回收率为83.26%,相较于煤油捕收剂分别提高了13.9%、14.61%、18.03%,复配捕收剂用量减少56%左右,实现了提高煤泥浮选效果和降低生产成本的目标。     

基于粒度效应的煤泥三产品浮选试验研究

以屯兰选煤厂-0.5mm原生煤泥为对象,通过药剂用量优化研究了传统两产品浮选工艺对煤样的分选效果,并在对产品粒度组成、不同粒度的精煤可燃体回收率等进行分析的基础上提出煤泥三产品浮选工艺。试验结果表明,煤样通过传统浮选难以同时得到低灰精煤和高灰尾煤。采用三产品煤泥浮选工艺,通过药剂制度优化可使粗选得到灰分大于65.0%的尾煤,精选环节能够在保持较高回收率条件下得到低灰精煤。以煤油为捕收剂,仲辛醇为起泡剂,药剂用量分别为800g/t和150g/t时,通过三产品浮选可得到灰分9.61%、产率73.83%的精煤,以及灰分39.83%的中煤和灰分66.10%的尾煤。三产品浮选工艺的产品结构更为合理,有利于实现煤泥的分级利用,提高资源利用效率。     

高灰难选煤泥分级浮选降灰实验研究

针对贵州某煤泥中-0.074 mm粒级的产率为54.19%，灰分为40.55%，并含有大量的珍珠陶土、高岭石和二重高岭石等黏土矿物，极易泥化的高灰难选煤泥。采用分级浮选方式，分别确认了-0.5+0.25 mm、-0.25+0.074 mm、-0.074 mm粒级浮选的矿浆浓度、捕收剂用量、起泡剂用量、叶轮转速及工艺流程等较优浮选条件并和-0.5 mm全粒级进行对比；结果表明:各粒级的较优药剂用量和工艺参数均不同，在较优浮选条件下，分粒级的精煤产率高于全粒级，灰分低于全粒级；分粒级的尾煤产率低于全粒级，灰分高于全粒级，即分粒级浮选对该煤泥有显著的意义。      

彬长细粒煤浮选制备洁净煤工艺的研究

采用分步释放脱灰工艺对粒度<0.5mm的彬长细粒煤进行浮选,探讨了煤粒度(A)、煤浆浓度(B)、捕收剂(C)、起泡剂(D)、搅拌转速(E)五因素对精煤产率和精煤灰分的影响,并通过正交试验对各因素间的无交互作用进行了试验,得出了影响精煤产率的显著性因素,依次是:D>E>C>A>B,最佳工艺条件组合为A2B4C1D3E3,即煤粒度为0.125~0.074mm、煤浆浓度为60g/L、捕收剂用量为1.73kg/t、起泡剂用量为0.18kg/t、搅拌转速为2 000 r/m in,此时精煤产率38.26%,灰分3.52%。     

屯兰选煤厂高灰细粒煤泥浮选试验研究

针对屯兰选煤厂高灰细粒煤泥浮选难度高、效率低等问题,分别采用不同型号起泡剂、捕收剂和抑制剂进行浮选试验,探讨不同药剂用量以及药剂相互结合条件下的浮选优化试验。试验结果表明:适量药剂的添加会使浮选效果变好,抑制剂对高灰细粒煤泥的精煤产率影响最大。在仲辛醇用量为80 g/t、煤油用量为400 g/t和水玻璃用量为60 g/t时,浮选效果达到最佳,可燃体回收率为88.22%,浮选完善指标为61.76%。     

赵庄选煤厂煤泥浮选特性的试验研究

为优化煤泥的分选,提高赵庄选煤厂的煤泥浮选效果,采用改变浮选条件和加药制度对赵庄选煤厂煤泥进行了试验研究。结果表明:不同浮选条件对其浮选效果作用明显,在矿浆浓度为80 g/L时,捕收剂用量为1 000 g/t、起泡剂用量为120 g/t时,精煤产率高灰分低;分段添加捕收剂可以不同程度提高精煤产率,5∶5的效果较理想;煤油的捕收性能好。     

基于均匀试验设计优化煤泥浮选药剂制度

为了研究浮选药剂制度对煤泥浮选的影响,以水峪选煤厂的煤泥为研究对象,基于均匀试验设计方法建立浮选效果与药剂用量之间的数学模型,考察捕收剂和起泡剂用量对浮选效果的影响。研究结果表明:捕收剂在一定的用量范围内,煤泥浮选效果只与起泡剂用量存在相关关系; 最佳的起泡剂用量为75 g/t,适宜的捕收剂用量为130 g/t; 与现场药剂用量捕收剂257 g/t和起泡剂143 g/t相比,在保证精煤灰分不变的情况下,浮选精煤产率提高0.49 %,可燃体回收率提高0.50 %,浮选完善指标提高0.17 %,捕收剂用量降低127 g/t,起泡剂用量降低68 g/t; 当捕收剂用量在一定范围内时,起泡剂用量是影响浮选效果的关键因素,适宜的起泡剂用量可显著提高煤泥分选效果。     

某含碳细粒铅锌矿浮选工艺研究

原矿是含有大量有机碳、碳锌关系复杂、铅锌矿物共生关系密切的硫化铅锌矿石。本浮选工艺采用碳锌混浮,铅、锌分离的工艺流程,使难选多金属矿石得到有效地分离,最终得到合格的铅、锌精矿。     

云南某复杂硫、氧混合铅锌矿浮选实验研究

对云南某地新开采硫、氧混合铅锌矿进行了浮选工艺实验研究。采用混合浮选硫化矿及氧化矿的工艺流程,获得了铅综合回收率85.18%、锌综合回收率95.46%的铅锌混合硫化精矿和氧化精矿,其中,硫化铅锌精矿中锌、铅品位分别为46.14%、7.86%; 氧化铅锌精矿中铅、锌品位分别为12.71%、6.01%。浮选所得精矿满足冶金过程对原料的要求。研究成果可为浮选此类矿物提供参考依据。     

某复杂难选铅锌多金属硫化矿选矿试验研究

某难选铅锌矿石,由于铅、锌矿物共生关系复杂,嵌布粒度不均匀,致使铅锌矿分选困难。试验采用细磨工艺(90%-74μm),优先浮选流程,通过添加组合抑制剂使铅锌矿物有效分离,获得合格铅、锌精矿,银也同步富集到铅精矿中。最终闭路试验获得,铅精矿品位71.4%、铅回收率94.9%,锌精矿品位55.5%、锌回收率70.9%,银总回收率达到76.34%。     

黑龙江某铅锌伴生银多金属硫化矿浮选试验研究

根据矿石的工艺矿物学研究,对黑龙江某铅锌伴生银多金属硫化矿进行了浮选分离试验研究,试验结果表明,采用铅锌硫依次优先浮选流程,可以实现铅锌的高效分离,并可将大部分伴生银矿物富集到铅精矿中。闭路试验获得铅品位65.83%,回收率为93.12%的铅精矿,锌品位为51.10%,回收率为89.24%的锌精矿,硫品位为46.03%,回收率为33.35%的硫精矿,铅精矿含银品位为1 105.50g/t,银回收率为86.27%。     

广东某铅锌矿铅锌分离试验研究

针对广东某难选铅锌矿石,采用阶段磨矿、优先浮铅的工艺流程,成功实现了铅、锌的分离,获得了铅品位和回收率分别为65.64%和73.13%的铅精矿及锌品位和回收率分别为55.69%和85.74%的锌精矿。     

西北某难选混合铅锌矿浮选试验

针对西北某难选混合铅锌矿氧化率高,品位较低、共生关系复杂的特点,采用抑锌浮铅的优先浮选工艺方案进行了矿石选矿试验研究。试验研究结果表明,在适宜的磨矿细度和药剂制度下,采用试验确定的闭路试验流程处理该矿石,可获得铅品位为67.85%、铅回收率为82.28%的铅精矿;锌品位为60.13%、锌回收率为82.76%的锌精矿。     

某难选高硫铅锌矿的选矿工艺试验研究

根据某高硫难选铅锌矿石的原矿性质,进行了浮选药剂条件试验和闭路试验研究。采用石灰调浆、硫酸锌抑制锌矿物,混合捕收剂优先浮选铅,在低碱条件下,用新型活化剂X-41活化选铅尾矿,丁黄药选锌,可以实现铅、锌的高效分离,铅精矿铅品位和回收率分别达到60.32%和77.03%,锌含量为7.51%;锌精矿锌品位40.27%、回收率78.13%,铅含量2.47%。     

白音诺尔铅锌矿二选厂流程改造与发展前景

介绍白音诺尔铅锌矿二选厂自1987年建厂至今的流程改造,并展望其发展前景.     

JCSS絮凝剂在铅锌选矿废水处理的应用研究

用聚丙烯酰胺(PAM)、硫酸铝和JCSS三种絮凝剂对铅锌选矿废水进行了沉降试验,结果表明JCSS絮凝沉降效果较好。将PAM和JCSS处理过的废水与清水进行铅锌浮选对比试验,得出JCSS絮凝剂处理的回水浮选指标与清水相当。工业试验证明了选矿废水经过JCSS絮凝剂处理后可达到回用要求。     

甘肃某复杂铜铅锌硫化矿石浮选新工艺研究

为解决甘肃某铜铅锌多金属硫化矿矿石性质变化后原选矿工艺流程不能适应的问题,进行了铜与部分铅锌优先混合浮选再分离浮选-其余铅锌与硫混合浮选-铅锌与硫分离浮选新工艺的试验研究,闭路试验获得了铜精矿铜品位为20.99%、铜回收率为74.23%,铅锌混合精矿铅和锌品位分别为16.65%和27.32%、铅和锌回收率分别为91.11%和93.32%,硫精矿硫品位为41.62%、硫回收率为37.58%,伴生金和银在铜精矿和铅锌混合精矿中的总回收率分别为83.84%和88.27%的良好指标。