山西某低品位铝土矿浮选产品沉降试验研究

以山西某低品位铝土矿浮选产品为研究对象,开展了浮选产品性质分析及沉降试验研究。考察了沉降浓度、絮凝剂类型及用量对沉降的影响,确定了适用于铝精矿和尾矿沉降的、较为合理的沉降浓度、絮凝剂类型和用量,为选矿厂的设计提供数据资料。     

高岭土型铝土矿沉降工艺及药剂研究

以山西高岭土型铝土矿选尾矿为研究对象,进行了矿石性质研究和粒度分布研究。山西铝土矿选尾矿主要脉石矿物为高岭土,铝土矿选尾矿-0.021mm含量占79.36%,矿石粒度分布较细。文章筛选了四种絮凝剂,并进行了沉降浓度试验研究、药剂对比试验研究、药剂添加工艺试验研究。试验结果表明,沉降浓度越低,矿物沉降速度越快,循环水质越清;絮凝剂组合使用较单独使用沉降效果好,阴离子絮凝剂与阳离子絮凝剂的组合比阴离子絮凝剂与非离子絮凝剂组合沉降效果好。首先添加阴离子絮凝剂优于先添加阳离子絮凝剂,絮凝剂的多次添加较一次添加提高了水质澄清度。沉降回水进行浮选试验,通过一粗一精一扫工艺流程,原矿A/S为3.94,得到精矿产率为68.83%,精矿A/S为7.36;尾矿A/S为1.22。     

铝土矿选矿尾矿性质及沉降性能研究

采用沉降法研究了细粒铝土矿选矿尾矿在水介质中的絮凝行为,考查了pH值、阳离子型、阴离子型和非离子型聚丙烯酰胺有机高分子絮凝剂及阴离子型絮凝剂的分子量变化对细粒尾矿沉降性能的影响。测试了加入絮凝剂前后颗粒表面Zeta电位、界面高度的变化。结果表明,介质pH在7～7．2时,阴离子型聚丙烯酰胺对细粒尾矿的絮凝效果最好;阳离子型和非离子型聚丙烯酰胺对细粒尾矿的絮凝效果较差;阴离子型聚丙烯酰胺的最佳药剂用量为25g／t。     

铝土矿正浮选尾矿沉降试验研究

采用沉降试验法研究了不同pH值及用量下,不加助凝剂、加无机凝聚剂(FeSO4.7H2O、PAC和PFS)和有机絮凝剂PAM对尾矿沉降的影响规律。结果表明,颗粒表面电性是影响尾矿沉降的重要因素,不加助凝剂时调节矿浆pH=7左右可实现尾矿的较好沉降。阴离子型PAM能显著提高铝土矿浮选尾矿浆的沉降速度,但亦需先调节矿浆pH至7左右,pH过高或过低都不利于尾矿浆的絮凝沉降。PAM与FeSO4.7H2O的组合,既可得到良好沉降效果,又可降低PAM和FeSO4K.7H2O的用量,具有较好的应用前景。     

PAS-1絮凝剂的选择和专门处理技术研究

文章分析了拜耳法赤泥与离子型高分子絮凝剂的键合作用,针对铝土矿溶出矿浆的絮凝沉降过程以静电中和作用和氢键吸附作用为主,选择强阴离子型粉状絮凝剂为最优处理絮凝剂;在考察分子量对赤泥沉降分离效果的试验中,发现絮凝剂分子量在２００～９００万范围内,随着分子量的增大,絮凝沉降速度逐渐升高,分子量超过９００万左右时,则出现因线状高分子不能充分伸展,赤泥聚沉效果逐渐降低的反常现象;粗选出适当离子类型的高分子絮凝剂,试验得出国产新型ＰＡＳ１絮凝剂用于沉降分离的各项技术指标均达到了国外最优絮凝剂标准。通过对絮凝剂的专门处理技术研究,得出：新型ＰＡＳ１絮凝剂溶解性能优良,其使用应预先配成０１‰左右浓度,随用随配,溶解搅拌线速度以２ｍ／ｓ左右为宜;ＰＡＳ１絮凝聚沉降分三个不同阶段,即分散期,絮凝反应期和沉降期,其对应的混合搅拌条件相差较大,应严格控制操作区域。     

登封高硅铝土矿脱硅选矿工艺研究

河南登封地区的铝土矿属高铝、高硅、低铝硅比型铝土矿,其工艺矿物学表明,矿石中各矿物嵌布关系复杂,嵌布粒度细,造成矿石的洗选困难。通过选矿试验,最终确定了重选和浮选相结合工艺流程,试验结果表明,在磨矿粒度-0.074mm占95%时,通过重选能够得到铝硅比8.12的合格精矿,对摇床的中矿和尾矿分别进行浮选试验,得到中矿浮选的药剂最佳用量为碳酸钠500g/t,皂化油酸500g/t,尾矿浮选的药剂用量为碳酸钠3000g/t,六偏磷酸钠60g/t,皂化油酸800g/t;通过全流程闭路试验,铝土矿铝硅比由3.28提高到7.66,精矿氧化铝回收率为61.13%,达到生产氧化铝工业用铝土矿三级标准。Si O2含量由原矿的16.76%降为8.67%,脱硅效果明显。     

基于RSM-BBD的全尾砂浆絮凝沉降参数选择及优化

针对鞍钢矿山较细全尾砂絮凝沉降存在底流浓度低和沉降速度慢等问题,通过选择及优化絮凝沉降参数来提高絮凝沉降效果。首先对全尾砂和絮凝剂等试验材料进行物化分析,并在此基础上进行絮凝剂优选试验,确定了絮凝剂类型;其次采用Design-Expert软件中Box-Behnken响应面法(RSM-BBD)设计并进行了13组试验,根据试验结果建立响应面回归模型,研究各因素及其交互作用对全尾砂絮凝沉降的影响,并在此基础上采用多目标规划来优化全尾砂浆浓度、絮凝剂单耗、絮凝剂溶液浓度等参数的配比。结果表明:全尾砂絮凝沉降不仅受单一因素的影响,而且受多因素交互作用影响;最优参数配比为全尾砂浆浓度19.79%、絮凝剂单耗37 g/t、絮凝剂溶液浓度0.2%。以此参数进行验证试验,得到底流浓度为69.55%、沉降速度为10.39 m/h,均满足要求。最后对全尾砂絮凝沉降机理进行分析,为全尾砂絮凝沉降参数设计及优化控制提供理论支撑。     

高效絮凝剂（PAS—1）的效果试验

通过试验研究开发的新型高效絮凝剂———ＰＡＳ１絮凝剂，特别适用于拜耳法溶出赤泥的沉降分离。经试验测定，絮凝效果良好，各项指标达到进口的ＡＬＣＬＡＲ６００絮凝剂的水平。其用量仅为Ａ１０００絮凝剂的～。此项研究对提高我国拜耳法赤泥沉降技术水平，降低生产成本有重要意义     

絮凝剂在选矿拜耳法氧化铝生产中的应用综述

选矿—拜耳法是针对我国低品位难处理一水硬铝石型铝土矿的一种高效生产手段,它的提出对我国氧化铝的生产具有重要意义。沉降分离是影响选矿—拜耳法生产氧化铝效益及其产品品质的一个重大难题,选矿—拜耳法流程中的沉降分离工序包括洗矿尾矿沉降、浮选精尾矿沉降以及赤泥沉降,添加絮凝剂是目前普遍采用并行之有效的沉降分离方法。本文论述了絮凝剂的种类、性质、作用机理及其在选矿—拜耳法工序中各沉降环节中的应用,结合各环节矿浆及矿物的性质分析,对不同矿浆絮凝剂的选型问题进行了论述。针对不同类型的矿浆选择合适的絮凝剂,已成为选矿工作者的重点之一。     

烧结法高浓度铝酸钠溶液中硅酸二钙的絮凝机理

通过测定硅酸二钙与高浓度铝酸钠溶液(ρ(Al2O3)≥180g/L)反应后浆液的絮凝沉降性能,结合红外光谱、Zeta电位和接触角的测定结果,探讨絮凝剂与硅酸二钙的絮凝机理。沉降实验结果表明:添加含酰胺基、羧基的絮凝剂A和B时,浆液不絮凝沉降;而含酰胺基、羧基和羟肟酸的絮凝剂C的沉降效果好,沉降初始5min的平均速度达到19.0mm/min。红外光谱分析结果表明:添加絮凝剂A、B和C后,絮凝剂中的R—COO-基团均可与硅酸二钙中的Ca2+形成配位键。沉降后固相的有机碳含量分析结果表明:硅酸二钙可吸附约40%的絮凝剂A和B,或吸附91.04%的絮凝剂C,这直接导致吸附絮凝剂C的硅酸二钙的Zeta电位、接触角和固体表面能变化较絮凝剂A、B的大;在烧结法高浓度体系中,电中和脱稳不是主要原因,絮凝剂在颗粒表面的大量被吸附并通过疏水力增强或架桥作用的形成是改善浆液絮凝沉降的关键。     

河南某铝土矿浮选尾矿粗粒再磨再选试验探究

对河南某铝土矿浮选尾矿中+200目组分进行再磨再选试验研究,该铝土矿选矿厂浮选尾矿中+200目产率为15.66%,该组分中的Al_2O_3含量和A/S分别为48.41%和1.87,较浮选尾矿相应参数分别高出5.47%和0.35;该浮选尾矿+200目组分在磨矿细度-200目含量为91.28%时,得到精矿A/S仅为2.45%铝土矿精矿的要求;通过QEMSCAN分析可以得出,再磨产品中仅有12.45%的一水硬铝石解离度较好,大部分一水硬铝石矿物与其他矿物伴生在一起,一水硬铝石在铝硅结合物中呈现细粒浸染状分布,这一组分几乎没有利用的价值,该组分进入浮选精矿会严重降低精矿品质,因此该铝土矿选矿厂的浮选尾矿中+200目组分不具有回收利用的价值。     

铝土矿正浮选尾矿浆沉降新工艺研究

通过对尾矿浆物化性质的研究，查明了铝土矿正浮选尾矿浆沉降难度大的根本原因，找到了合适的尾矿浆沉降处理剂夏处理方法。采用助沉剂与絮凝剂联合使用的沉降新工艺，同时利用浓密机＋深锥高效沉降槽设备，使尾矿浆浓度提高到45％以上、尾矿溢流浮游物降低到1g／1以下、尾矿水可全部综合利用。     

四川康定选铁尾矿回收锂辉石选矿试验研究

四川康定某选铁尾矿Li_2O品位0.76%,可通过浮选对锂资源加以利用。试验采用先脱泥再浮选的原则流程,对该选铁尾矿进行脱泥后,采用碳酸钠、氢氧化钠为调整剂抑制云母,实验室自制QA-7作为捕收剂回收锂辉石,并用design-expert8.0软件对粗选试验结果进行优化,确定捕收剂用量800 g/t,抑制剂用量为1700g/t进行试验。通过闭路试验,获得锂精矿Li_2O品位5.71%,回收率75.78%,实现了对该尾矿资源的二次利用。     

全尾砂絮凝沉降的影响因素

全尾砂絮凝沉降过程是膏体充填工艺的重要环节。为考察多因素耦合条件下尾砂絮凝沉降规律,开展全尾砂静态絮凝沉降实验,应用Design-Expert软件分析并筛选影响全尾砂絮凝沉降的重要因素,探究单位面积处理量最大时各重要影响因素的最优值。结果表明:不同影响因素耦合条件下,各絮凝沉降曲线形态基本一致,呈现先迅速下降后趋于水平的趋势。影响絮凝沉降的重要因素为尾砂入料浓度、絮凝剂用量、絮凝剂溶液浓度,其最优值分别为16.02%、28.35 g/t、0.1541%,此时单位面积固体处理量最大,为3.04 t/(m2·h)。     

含碳酸盐赤铁矿石磁选精矿的强化分散浮选

采用强化分散直接反浮选技术,以碳酸钠和水玻璃为分散剂,强化矿浆分散,以削弱碳酸铁对浮选的影响,同时从药剂用量等方面系统研究适宜矿石的最佳浮选工艺条件,并采用SEM、XRD和EDS等手段对原矿、精矿和尾矿的形貌及矿物组成进行表征。结果表明:给矿样粒度较细时,容易造成细颗粒的非选择性聚团以及细粒颗粒在粗颗粒上罩盖,添加碳酸钠和水玻璃能够强化矿浆分散,有利于含碳酸盐难选赤铁矿石磁选精矿的浮选分离;在最佳药剂制度下,通过一粗两精两扫、中矿顺序返回的闭路流程能够获得Fe品位为66.20%,回收率为71.52%的铁精矿。     

粗粒辉钼矿工艺矿物学及流态化浮选抛废研究

粗粒预选抛废是实现选厂节能降耗的重要技术手段，借助流态化浮选技术对河南某选厂低品位辉钼矿(粒级-1 mm,Mo品位0.076%)进行选前抛废探索。通过工艺矿物学对辉钼矿嵌布和解离特征进行了全面分析，研究了操作因素对流态化浮选的影响规律，并在不同捕收剂用量下比较了其与机械式浮选的抛废效果差异。工艺矿物学结果表明，试验所用矿石中主要有价矿物辉钼矿为中粒-细粒不均匀嵌布，粗粒级矿石中辉钼矿解离度较低。流态化浮选结果表明，操作因素对于尾矿品位和抛尾率均可能产生影响，最优条件下流态化浮选尾矿品位为0.011%～0.015%，抛尾率为40%～55%，抛废效果远优于机械式浮选，其原因是流态化浮选构建了低紊流环境，提升了浮选粒度上限。     

含铜、镍电镀污泥硫化烧结?浮选工艺

使用硫化烧结?浮选工艺处理含铜、镍的电镀污泥,采用MLA分析和扫描电镜分析等手段,研究污泥样品硫化烧结前后的性质变化;并通过Cu-S-O与Ni-S-O三元系等温优势区位分析,以及烧结的条件试验,确定了适宜的硫化烧结条件:硫化剂用量为20%,烧结温度为1100℃,烧结时间为90 min。通过烧结产品的闭路浮选试验,获得了铜、镍品位分别为10.14%和11.89%,铜、镍作业回收率分别为75.12%和70.02%的浮选精矿。通过浮选尾矿的浸出毒性鉴定,确定尾矿中有害金属元素的浸出毒性测试结果均小于国家标准。通过硫化烧结?浮选工艺,同步实现了含铜、镍电镀污泥的资源化和无害化处理。     

优化浮选条件提高铝电解废旧阴极浮选指标

以含碳36.1%的废旧阴极为研究对象,对影响浮选效果的磨矿粒度、矿浆浓度及浮选及转速进行了研究,获得了最佳浮选条件。最佳浮选条件为:磨矿粒度为-200目占90%,矿浆浓度为25%,浮选机转速为1700r/min。通过改善浮选条件,碳精矿品质得到了改善,其碳品位提高了5.40;电解质精矿品质得到了改善,其碳含量降低了0.26,电解质回收率提高了4.58。     

金宝山铂族矿物氧压浸出-浮选联合工艺（英文）

为了生产适合冶炼的铂族精矿,提出一种氧压浸出-浮选联合工艺处理金宝山铂族矿物。结果表明:氧压浸出条件(矿物粒度、搅拌速度、液固比以及木质素磺酸钙用量)对浸出过程中贱金属(铜、铁和镍)浸出率以及浮选工艺中铂族金属(铂和钯)的回收率产生明显影响。浸出过程中贱金属硫化矿物的完全溶解导致铂族金属浮选降低了浮选载体的数量,降低浮选过程中铂族金属回收率。综合考虑贱金属浸出率和铂族金属回收率,确立如下最佳工艺条件:精矿粒度-0.043 mm占有率为73%,搅拌速度为400 r/min,液固比为10 mL/g,木质磺酸钙用量为0.6 g。最佳工艺条件下,铜、镍和铁的浸出率分别为87.6%、87.6%和90.3%。采用浮选工艺处理浸出渣获得浮选精矿铂族金属品位为420 g/t。     

有机絮凝剂HSPA分选一水硬铝石型铝土矿的机理

采用沉降试验方法，以碳酸钠为分散剂，有机物HSPA为选择性絮凝剂，对一水硬铝石、高岭石、伊利石和叶蜡石单矿物，以及实际矿石进行选择性絮凝分选实验。结果表明，HSPA体现出良好的铝硅分离选择性。对铝硅比为5．68的铝土矿，在HSPA用量7g／t，Na2CO3用量5kg／t时，经3次絮凝分离，可获得精矿铝硅比为8．9，氧化铝回收率为86．98％的良好指标。机理测试结果分析表明，HSPA主要通过羧基与矿物表面Al^3＋活性点形成化学吸附，并通过氢键形成桥键作用。