湖南某锑矿浮选工艺研究

对湖南某锑矿进行了浮选工艺研究, 确定了最佳工艺参数和工艺流程, 在-0.074 mm粒级占70%的磨矿细度下, 采用“一粗一精二扫、中矿顺序返回”闭路流程, 得到了锑精矿含锑49.38%、锑回收率95.33%的浮选指标, 为选矿厂设计提供了技术依据。     

煤矸石浮选脱碳的工艺研究

针对目前高铝煤矸石提取氧化铝技术受到高含碳量影响成本高和污染大的问题,基于煤矸石脱碳的目的,对煤矸石的样品进行了磨矿细度和烧失量试验,试验发现存在一部分煤呈微细粒嵌布在煤矸石中。对不同磨矿时间的煤矸石进行了浮选试验,并对在16min时的浮选尾矿进行筛分分析,发现提高浮选入料中细粒级的含量并采用多级浮选可有效降低浮选尾矿的烧失量。据此展开了3种不同的磨-浮工艺的试验研究,并将试验结果进行对比分析,找到了一种最佳的磨-浮工艺,大大地降低了高铝煤矸石的回收利用成本并且经济效益显著。     

粉煤灰脱碳造粒浮选法的研究

粉煤灰中碳粒的可浮性较差，采用传统的浮选方法需要消耗大量药剂。本文提出了用烷醇酰胺型非离子表活性剂对其表面进行改性，然后用少量粘剂油进行造粒的新型浮选方法，取得了较好的实验结果。     

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。     

粉煤灰浮选脱碳试验研究

粉煤灰中的未燃尽碳含量是衡量粉煤灰等级的重要指标。文章以山西发电厂粉煤灰为试验用样,分析了其粒度特性和未燃尽碳的粒级分布特点,并在此基础上进行了浮选脱碳的试验研究。研究表明:该粉煤灰粒度极细,<0.045mm粒度级占91.14%;在捕收剂煤油用量为12 kg/t,起泡剂仲辛醇用量2kg/t的条件下,可以得到产率为67.14%、烧失量为3.97%的尾灰产品,精煤灰分为36.74%,发热量达到20.90MJ/kg。     

某锑矿综合回收白钨矿浮选试验研究

为了综合回收某锑矿脉内或近矿围岩中的白钨矿资源, 采用碳酸钠、水玻璃为调整抑制剂, 新型捕收剂E07为捕收剂, 采用常温浮选法, 在不改变锑浮选工艺的前提下选别白钨矿。通过小型闭路试验, 在获得锑精矿的基础上, 综合回收的白钨矿精矿WO₃品位70.08%, 回收率达到86.25%。     

含碳铅银矿选矿工艺研究

针对云南大理某含碳铅银矿石, 采用先浮选脱碳后浮选铅银矿物的优先浮选工艺, 闭路试验获得了铅品位3.09%、银品位40.25 g/t, 铅损失率1.94%、银损失率2.12%的碳产品及铅品位63.68%、银品位753.66 g/t, 铅回收率94.84%、银回收率94.05%的铅精矿。有价元素铅和银得到了很好地回收。     

电厂粉煤灰浮选脱碳试验研究

为了合理利用粉煤灰,对含碳量较高的山东淄博某电厂粉煤灰进行了浮选脱碳试验研究,目的在于确定该粉煤灰的浮选效果以及最佳药剂制度。试验以捕收效果较强的柴油为捕收剂,FMH-5为起泡剂,分别考察了药剂用量、浮选时间、矿浆浓度、浮选机转速以及浮选机充气量等因素对浮选指标的影响。研究结果表明,在优化后的药剂制度与浮选机单机操作条件下,仅仅采用一次粗选的工艺流程可获得可燃体回收率84.27%,浮物可燃体含量55.05%,尾灰烧失量2.41%的较好结果。     

从含碳难选铅锌矿中浮选回收铅的研究

针对含碳铅锌矿的性质,对预脱碳及铅浮选的调整剂和捕收剂如石灰、XYO及苯胺黑药等进行了实验.结果表明,采用预先脱碳和合理的药剂制度可获得较好的铅选别指标.在原矿铅品位为2.08％的情况下,可获得铅精矿品位47.75％、回收率75.02％.     

乙硫氮浮选铅及铅锌分离的研究

研究了乙硫氮浮选方铅矿及铅锌矿物的分离，提示在高ｐＨ（石灰）介质中，以乙硫氮为主要捕收剂的选铅药剂制度，解决了常规方法难以解决的高硫铅锌矿石中有用矿物的分离难题，获得满意的选另指标和有良好的经济效益。     

某含碳铅锌矿铅锌分离试验研究

针对某难选含碳铅锌矿石, 采用铅锌依次优先浮选-铅、锌粗精矿再磨精选的浮选工艺流程, 成功实现了铅﹑锌的分离, 并以M作抑制剂, 对铅精矿进行脱碳, 获得了铅品位和回收率分别为45.39%和72.40%的铅精矿及锌品位和回收率分别为48.63%和81.56%的锌精矿。     

云南某含碳铅锌矿浮选回收铅锌试验研究

采用优先浮选碳-铅硫混选分离-锌硫混选分离的浮选工艺流程对云南某含碳铅锌矿进行了试验研究, 成功获得了铅精矿、锌精矿, 并有效回收了硫。铅精矿中铅品位47.72%、锌品位4.25%、铅回收率48.05%、锌回收率0.38%, 锌精矿中锌品位50.27%、铅品位0.72%、锌回收率94.21%、铅回收率15.13%。铅、锌在碳产品中损失不大。     

粉煤灰脱碳的浮选试验研究

针对某发电厂排放的粉煤灰烧失量较高不能直接利用的现状,分别用浮选机和旋流-静态微泡浮选柱对其进行了脱碳的浮选试验研究,并通过系统的浮选条件试验,确定了最佳的浮选操作条件。经一次粗选开路流程分选,浮选机精矿的碳回收率为85.96%,尾矿烧失量为2.25%;浮选柱精矿的碳回收率达到了92.64%,尾矿烧失量降至1.14%。     

某硫化铅锌矿的优先浮选分离工艺研究

选择性捕收剂乙硫氮对广西某硫化铅锌矿的优先浮选工艺有良好作用.优先浮铅时添加石灰、硫酸锌、乙硫氮;浮锌时添加石灰、硫酸铜、丁黄药.产出铅精矿Pb品位75.03%,Pb回收率94.50%;锌精矿Zn品位58.00%,Zn回收率92.30%.获得了良好的试验指标.     

磁黄铁矿与乙硫氮相互作用电化学浮选红外光谱的研究

考察了乙硫氮为捕收剂时磁黄铁矿的浮选行为,发现在pH2-12的范围内,磁黄铁矿均可表现良好的可浮性。只有pH>12时,可浮性下降。通过用氧化剂过硫酸铵、还原剂硫代硫酸钠调节矿浆电位, 考察了磁黄铁矿在不同pH值下,可浮性与矿浆电位之关系,得出了矿物可浮电位-pH区间。通过红外光谱测试技术的研究,探讨了乙硫氮在磁黄铁矿表面作用机理及生成产物,不同pH值下与乙硫氮作用后,磁黄铁矿浮选回收率与乙硫氮红外吸收强度有对应关系,乙硫氮的二硫化物秋兰姆是主要吸附产物。     

乙硫氮体系脆硫锑铅矿的浮选行为及电化学研究

研究了以乙硫氮为捕收剂时脆硫锑铅矿的浮选性质。在酸性介质中脆硫锑铅矿具有良好的可浮性; 但在碱性介质中(pH>8.0), 可浮性急剧下降; 在pH=11.0的高碱条件下, 无论矿浆电位如何变化, 脆硫锑铅矿的可浮性都很差。pH=6.0, 脆硫锑铅矿的可浮电位区间为0～0.7 V, 电位范围较宽; pH=9.18时, 可浮电位区间则为0～0.5 V。采用循环伏安电位扫描研究方法, 研究了乙硫氮在脆硫锑铅矿表面的电化学作用机理, 在其表面没有氧化形成四乙基二硫化秋兰姆(TETD 或D₂)分子; 电极电位从-0.25 V左右开始就在脆硫锑铅矿产生了化学吸附。在乙硫氮存在时, 从0.35 V开始乙硫氮与脆硫锑铅矿相互作用明显, 电位增加到0.75V附近存在明显的氧化峰, 试验结果表明在脆硫锑铅矿表面有PbD₂、 SbOD形成产生。电化学试验结果与浮选试验结果能较好地对应起来。     

碳质物对高含碳金矿浮选影响的试验研究

针对某高含碳金矿不脱碳浮选工艺,考察了不同碳含量对载金矿物浮选的影响;明确了碳质物的晶体结构与石墨化程度,评价了碳质物对捕收剂的吸附能力,研究了不同屏蔽剂对金、碳品位和回收率的影响。结果表明:随着碳质物含量从2.86%提高到7.21%,载金矿物品位从20.07%下降至1.37%,回收率从67.99%下降至10.27%;碳质物主要为半自形石墨或无定形碳,石墨化程度高于活性碳。该碳质物对药剂吸附(对丁基黄药和丁基铵黑药的吸附率分别为49.88%和27.44%)是导致金回收率较低的主要原因。萘磺酸钠(400g/t)抑制剂可使粗精矿中碳品位从15.44%降至13.89%,金品位从22.7g/t增加至29.2g/t,回收率从30.76%提升至45.65%。     

双硫氮的捕收性能及作用机理研究

对双硫氮与三种矿物(黄铜矿、方铅矿和黄铁矿)的作用体系分别进行了浮选试验、分子力学模拟计算和红外光谱分析研究,纯矿物浮选试验表明,双硫氮对黄铜矿和方铅矿有较好的浮选效果,双硫氮与黄铁矿的相互作用受OH-影响较大,只有在酸性条件下才能浮选黄铁矿;人工混合矿试验验证了单矿物试验的结论,在p H 6~10、用双硫氮作捕收剂的条件下,黄铜矿和黄铁矿的浮选分离达到了很好的效果。分子力学模拟计算结果和红外光谱分析较好地解释了浮选试验的结果。     

某电厂粉煤灰浮选脱碳试验研究

针对某电厂排放的粉煤灰烧失量较高,不能直接利用的现状,用实验室型浮选机对该试样进行了浮选脱碳条件优选试验,并对旋流-静态微泡浮选柱和浮选机的脱碳效果进行了对比研究。研究结果表明,经1次粗选,浮选机可获得产率约60%,烧失量约2.4%的尾灰;浮选柱可获得产率约70%,烧失量约2%的尾灰;浮选柱选别的粗精煤灰分仅有40%,比浮选机低约20个百分点。     

某含碳铜矿的选矿工艺研究

本文介绍了某含碳铜矿的矿石性质，通过对其选矿工艺条件的试验研究，确定采用抑碳浮铜的浮选工艺流程，获得了较好的技术指标。