老挝钾盐矿分解一正浮选制备氯化钾的工艺研究

老挝钾盐矿属地下埋藏型可溶性固体钾盐矿矿床,主要成分为光卤石和石盐。试验采用钾盐矿分解一正浮选工艺制备氯化钾,分别考察了药剂用量、浮选浓度、浮选温度对钾回收率、氯化钾品位的影响。结果表明,最优工艺条件为浮选浓度为30％、药剂量80g/t、浮选温度为常温。在40°C下进行闭路试验,钾盐矿正浮选工艺的钾收率88．39％,再浆洗涤后氯化钾含量大于96％,氯化钾品位达到国家标准。     

安宁上层胶磷矿矿石工艺矿相研究

通过对安宁胶磷矿矿石性质、化学组成、矿物种类、矿物含量、组分赋存状态、嵌布粒度关系、单体解离度等的研究,为中低品位胶磷矿的分步磨矿工序、磨矿粒度和浮选药剂制度、选矿方案的确定提供了关键数据.     

磨矿介质对钾盐类矿物的浮选影响剖析

本文在对磨矿的概念及工作原理、磨矿介质的分类进行研究的基础上,选取了含量较为丰富的钾盐类矿物为研究对象,针对磨矿介质对钾盐类矿物的浮选影响展开了分析,主要影响有钾盐类矿物粉碎程度、钾盐类矿物分级程度、钾盐类矿物粗糙程度等。     

正反浮选产品粒度分布与存在问题分析(IV)——宜昌磷矿的分级浮选

研究了粒度及其分布对宜昌磷矿浮选的影响,并提出了解决粗、细粒间相互影响的方法——分级浮选。试验表明,分级浮选可以降低浮选药剂消耗,提高浮选指标,并降低磨矿细度。     

正反浮选产品粒度分布与存在问题分析(Ⅳ)——宜昌磷矿的分级浮选

研究了粒度及其分布对宜昌磷矿浮选的影响,并提出了解决粗、细粒间相互影响的方法--分级浮选.试验表明,分级浮选可以降低浮选药剂消耗,提高浮选指标,并降低磨矿细度.     

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。     

正-反浮选产品粒度分布与存在问题分析(V)-晋宁磷矿的分级浮选

研究了粒度及其分布对晋宁磷矿浮选的影响,提出并试验了解决粗、细粒间相互影响的方法--分级浮选.试验表明:分级浮选可以降低浮选药剂消耗,提高浮选指标,并降低磨矿细度.     

粒径对云南海口胶磷矿浮选的影响

矿物颗粒尺寸是影响矿物浮选的重要因素。通过对球磨后的海口胶磷矿进行粒度分析及分粒级浮选实验,了解粒径对胶磷矿浮选结果的影响。结果表明,MgO含量高的矿物易被磨细,在磨矿过程中有向细粒级富集的趋势;而含P_2O_5较多的矿物则相对难磨,在磨矿过程中在粗粒级得到相对富集;通过对比不分粒级比分粒级更有利于胶磷矿浮选。     

硫酸镁亚型盐湖低钾混盐矿提钾工艺的研究

利用西台吉乃尔盐湖盐田老卤池中低钾高硫光卤石混盐矿为原料,及硫酸钾镁肥生产车间排出的母液及盐田水氯镁石,通过兑卤工艺-先正浮选提取氯化钾-后反浮选提取低钠光卤石混盐的工艺流程,并对光卤石混盐矿粒度、母液量、分解时间、正反浮选药剂相互影响关系等主要因素进行条件实验,验证工艺流程的可行性并获得最佳实验条件;同时通过先反浮选提取硫酸钾镁肥-后正浮选提取氯化钾的工艺流程,验证其可行性并取得试验钾回收率。     

溢流矿中氯化钾的浮选回收工艺研究

反浮选-冷结晶工艺生产氯化钾时排放的溢流矿中主要成分为氯化钾和氯化钠晶体,其中氯化钾占到70%左右。为了回收溢流矿中的氯化钾,采用浮选法分离氯化钠和氯化钾。浮选设备为一个夹套的浮选管,可以在确定的温度下进行浮选。气体通过浮选管中的砂芯分散成微小气泡。浮选过程中,不外加任何药剂,仅利用溢流矿中残留的烷基吗啉作捕收剂,将氯化钠浮起富集于泡沫中除去,而氯化钾则剩在底物中。考察了温度和固含量对浮选结果的影响:固含量恒定在25%,而温度在0.0～20.0℃变动时,获得的粗钾中氯化钾含量大于92%,氯化钾回收率在70%～86%之间。温度恒定为20.0℃而固含量在21%～38%变动时,获得的粗钾中氯化钾含量大于92%,氯化钾回收率大于85%。粗钾经过洗涤,可得到氯化钾含量97%以上的精钾。     

1种钾肥生产组合式设备

介绍了1种生产钾盐的组合式设备,该设备由2个原矿仓及上料系统、2个磨矿分级系统、浮选系统、药剂制备系统、精矿浓密及分离系统、粗钾过滤及洗涤系统和干燥包装系统组成;2个原矿仓及上料系统与2个磨矿分级系统一一对应相连接;浮选系统分别与原矿仓及上料系统、磨矿分级系统、药剂制备系统、精矿浓密及分离系统、粗钾过滤及洗涤系统相连;干燥包装系统分别与精矿浓密及分离系统、粗钾过滤及洗涤系统相连。投入应用后,有效地提高了资源利用率,降低了副产品和废液的排放量,同时提高了原料种类和品位的适应性。     

西南某磷矿柱式正反浮选工艺研究

采用实验室型旋流-静态微泡浮选柱对我国西南地区某难选硅-钙质胶磷矿进行了柱式正反浮选工艺研究.以XM-10作为正浮捕收剂,水玻璃作为硅酸盐矿物抑制剂和矿浆分散剂,以硫磷混酸作为磷矿物抑制剂,PA-64作为碳酸盐矿物捕收剂,考察了磨矿细度、药剂用量等因素对浮选指标的影响.结果表明,采用旋流-静态微泡浮选柱正反浮选工艺可以得到精矿P2O5品位29.92%、MgO质量分数0.73%、磷回收率85.97%的浮选指标,简化了胶磷矿浮选工艺流程.     

江西某钼矿选矿试验研究

分析了江西某钼矿的有用矿物组成及粒度特征,通过试验确定了该矿物浮选分离的合适磨矿细度、粗浮选合适的捕收剂MG的用量、1次精选的抑制剂水玻璃和Na2S的用量、并采用"钼优先浮选+钼粗精矿再磨精选+黄铁矿浮选"的流程进行了试验,最终获得了钼品位46.62%,回收率86.32%的钼精矿;硫品位41.79%,回收率94.19%的硫精矿。     

十二胺体系下蓝晶石与石英浮选试验研究

通过蓝晶石、石英单矿物浮选试验,研究了pH值、捕收剂用量对两种矿物可浮性的影响。在此基础上以淀粉为原料进行了药剂AP的合成,并进行了单矿物浮选试验,试验结果表明该药剂用量为22.5mg/L时,蓝晶石回收率仅为2.54%,而此时石英的回收率为93.21%。在单矿物试验基础上进行了混合矿物浮选试验,当十二胺用量为90mg/L、AP用量为120mg/L时,经一次浮选可获得Al2O3品位为59.87%、回收率为84.75%的蓝晶石精矿。     

加拿大和苏联钾盐浮选的共同问题

在钾盐矿石的浮选中遇到的主要问题是,由粘土所引起的有害影响和粗粒氯化钾浮选性差,粘土矿物的含量即使只占2～8％,也要增加浮选矿浆的粘度,并造成一个很大的吸附浮选药剂(不论是抑制剂、捕收剂或起泡剂)的表面积。其结果使药剂消耗量过高。由于钾盐矿物组成的解离粒度较粗,而粗颗粒不易优先浮选是另一主要不利之处。 除用普通的脱泥方法脱除粘土外,列宁格勒矿业学院讨论了另一种技术。这种技术的基本点是用适宜的聚合物去絮凝粘土或阻止阳离子捕收剂的吸附。药剂的阻隔作用亦可阻止水进入粘土薄片间,从而避免粘土涨大。 粗粒钾盐浮游性的改进,可用改变药剂的组合及(或)添加顺序来加以实现。后者的实例即所谓“泡沫分离”技术,采用此种技术可使预先调节好的浮选矿浆沉积在泡沫柱上,而让亲水矿物下沉,同时疏水矿物保留在上面,从而排除了在机械浮选槽里多余的离心力。 1976年在不列颠哥伦比亚大学,曾研究过钾盐浮选系统中捕收剂的吸附机理。按此机理的推论,可以降低捕收剂的过量消耗。     

反浮选法从盐湖低品位钾光卤石矿中脱除石膏杂质的工艺研究

以察尔汗盐湖产出的低品位钾光卤石为原料,测试了钾光卤石的化学组成和物相组成,采用GFR705浮选药剂,研究了浮选介质、矿浆质量分数、药剂加入量、浮选时间等工艺条件对脱除石膏杂质的影响,结果表明反浮选工艺可以将低品位钾光卤石中的石膏脱除85%以上,脱钙后光卤石中的K+品位提高了30.84%,以脱钙光卤石为原料可以制取纯度95%的氯化钾产品,该工艺具有较好的工业应用前景。     

萤石在油酸和水玻璃体系中的浮选动力学模型及浮选行为研究

在油酸和水玻璃体系中,进行了萤石纯矿物浮选试验。用3种经典的动力学数学模型对萤石浮选试验结果进行了数值拟合,并对拟合结果进行了误差分析。拟合结果表明,萤石浮选过程符合经典一级浮选动力学模型,浮选速率常数平均值k=0.29,导出方程为:ε=ε!1(-ε-0.29t)。考察了萤石粒度、浮选药剂用量、浮选矿浆质量浓度、浮选机叶轮线速度等因素对萤石浮选回收率ε和浮选速率常数k值的影响。试验结果表明,油酸用量和浮选矿浆质量浓度的增大均有利于萤石浮选速率常数k值的提升,水玻璃用量的影响较小。细粒级萤石的浮选速率常数k值高于粗粒级萤石,但回收率ε逐渐降低,当粒度小于0.010mm时,萤石浮选效果很差。随着浮选机叶轮线速度v的提高,萤石浮选回收率ε和k值均逐渐增大,有利于萤石的浮选回收。     

碳酸盐型盐湖提取钾芒硝浮选工艺研究

西藏盐湖中碳酸盐型盐湖分布广泛,在蒸发过程中形成的含钾矿物以钾芒硝与氯化钾为主。以碱性碳酸盐型盐湖为研究对象,开发新捕收剂,利用浮选工艺从不同的含钾原矿中,浮选加工出品位较高的钾芒硝和氯化钾。在研究了解离度、捕收剂添加量、固液比、浮选时间、转速、充气量、精选实验等条件实验的基础上,确立了最佳闭路循环流程工艺条件。通过闭路循环实验,计算循环物料量,获得产品品位、钾离子收率等参数。实验表明,浮选工艺加工钾芒硝为主的矿物体系,钾元素收率高达98%,得到钾芒硝质量分数为91%以上的矿物。     

南梁选煤厂煤泥浮选的试验研究

试验研究了南梁选煤厂煤泥的粒度组成以及采用不同捕收剂、不同用量条件下,煤泥的浮选效果;采用复合药剂GF作捕收剂,药剂用量为2 kg/t时,对煤泥的浮选效果较好,此时精煤产率为49.45%,灰分为7.81%;从经济效益及工艺布置两方面证明了增设浮选系统的可行性。     

正浮选工艺矿物粒度对氯化钾分布的影响

考察了氯化钾在不同粒度的光卤石矿样中的分布情况和矿样细度对浮选工艺的影响。结果表明:氯化钾在不同粒度的矿样中无明显的富集现象;随着矿样粒度变小,浮选精矿产率和氯化钾回收率均会随着增加;浮选精矿产率在粒度小于0.15 mm区间内分布较为集中,而氯化钠杂质同样集中分布于该粒度区间。