磁处理对粘土颗粒Zeta电位影响规律的研究

采用对比法研究了磁处理对钻井液中粘土胶粒表面电性的变化规律，研究结果表明，磁处理后粘土胶粒表面Ｚｅｔａ电位提高，为进一步解释磁处理使钻井液粘度，切力降低的作用机理提供了理论依据。     

难沉降煤泥水的沉降试验研究

通过对难沉降煤泥水的自由沉降、絮凝沉降、凝聚沉降和混凝沉降试验研究以及不同种类絮凝剂、凝聚剂的对比,得出以明矾作为凝聚剂与阴离子型聚丙烯酰胺混凝沉降,并且先加入凝聚剂搅拌混合30 s后再加入絮凝剂的沉降效果最佳。     

不同絮凝剂对铅锌尾矿沉降效果的影响

由于尾矿颗粒粒度细,沉降困难,尾矿的高效沉降浓缩已成为一个重要的课题.为了提高尾矿沉降速率和提升水质,分别考察了两种无机高分子絮凝剂和两种有机高分子絮凝剂的用量对尾矿絮凝浓缩的影响,根据絮凝效果,选择其中两种絮凝剂进行药剂复配、相应的絮凝沉降试验以及显微镜絮团图像分析,并讨论了絮凝机理,旨在揭示无机絮凝剂、有机絮凝剂以...     

泰丰选煤厂煤泥水沉降特性的试验研究

为了解决泰丰选煤厂煤泥水难以沉降而导致选煤厂无法正常生产的问题,对煤泥水的粒度组成进行试验分析,并在此基础上进行了煤泥水沉降试验研究。结果表明:本厂矸石泥化非常严重导致煤泥水中细颗粒增多,煤泥水难以沉降,针对此情况采用凝聚剂和絮凝剂联合作用可以达到理想的沉降效果。在实验室沉降试验的基础上,结合选煤厂实际生产情况,通过TDN2140+TDX1220药剂的联合使用并对加药方式适当改造,浓缩池清水层高度由原来的40mm提高至1000mm左右,循环水的浓度由130g/L降低至10g/L,压滤周期由90min缩短至28min,煤泥水沉降效果显著提高。     

起泡剂存在时气泡的Zeta电位

对4种起泡剂测定了由超声波产生的气泡的Zeta电位.在接近工业浮选矿浆中起泡剂浓度(<20ppm)时,起泡剂对气泡Zeta电位的影响可以忽略不计.随着起泡剂浓度的增大(增大至100ppm),添加F150和戊醇后产生的气泡表面上的电荷数量减少,而由MIBC和庚醇产生的气泡表面七的电荷增多,但是其表面上的电荷仍然很少.气泡表面荷电似乎不影响起泡剂在浮选中所起的作用,特别是不影响所形成的气泡尺寸的大小.应用这些数据简单讨论了在纯水中和在含有非离子型起泡剂的溶液中气泡带电模型.     

无机凝聚剂强化浮选磷精矿的沉降过程

本文讨论无机凝聚剂强化湖北王集磷矿和黄梅磷矿浮选磷精矿浓缩沉降过程，并介绍了工业调试的结果     

沙曲选煤厂煤泥水絮凝沉降的试验研究

选用不同的凝聚剂、絮凝剂对沙曲选煤厂煤泥水进行絮凝沉降试验,根据试验结果确定聚合氯化铝铁、聚丙烯酰胺的合理用量,改善沉降效果,降低了洗水浓度,提高了选煤效率。     

无机-有机复合絮凝剂对某铅锌尾矿沉降效果的影响

为了提高某铅锌尾矿的沉降效果,研究了尾矿絮凝沉降特征。以沉降速率及固体悬浮物浓度作为沉降效果的评价指标,探讨了无机絮凝剂聚合氯化铝(PAC)和聚合硫酸铁(PFS)、有机絮凝剂阳离子聚丙烯酰胺(CPAM)和阴离子聚丙烯酰胺(APAM)单独使用以及复配使用后对沉降效果的影响。结果表明,最佳复配药剂组合为PFS-CPAM,无机组分和有机组分最佳质量比为3∶7,最佳用量为80 g/t,此时铅锌尾矿沉降速率为7.69 mm/min,固体悬浮物浓度为46.5 mg/L。     

难沉降煤泥水的凝聚-絮凝沉降试验研究

针对煤泥水难以自然沉降的问题,根据煤泥水的特性,选择聚丙烯酰胺为絮凝剂,明矾和聚合氯化铝为凝聚剂,进行了两组复配药剂的凝聚-絮凝沉降对比试验.试验结果表明:聚丙烯酰胺和聚合氯化铝联合使用的效果优于聚丙烯酰胺和明矾的联合;最佳试验条件是聚丙烯酰胺和聚合氯化铝联合使用,聚丙烯酰胺用量6mg/L,聚合氯化铝用量60mg/L,处理后上清液浓度为0.03g/L.     

不同因素对低阶煤表面Zeta电位的影响

为探究不同因素对低阶煤表面Zeta电位的影响,对长焰煤、不黏煤、气煤三种煤样的元素组成进行分析,并以长焰煤为研究对象,分析了其表面Zeta电位与粒度、密度、静置时间、搅拌强度及pH值等指标的变化关系.研究结果表明:高密度级煤样表面Zeta电位最低;煤的粒度越小,其表面Zeta电位越低;在单一条件下,静置时间为2d,转速...     

浮选铜精矿加压酸浸工艺研究

对云南某铜选厂浮选铜精矿进行了加压酸浸工艺研究, 确定其较佳工艺条件为: 硫酸初始浓度1.5 mol/L, 磨矿粒度-0.037 mm粒级占89%, 氧分压2 MPa, 浸取时间5 h, 浸取温度156 ℃, 表面活性剂木质素磺酸钠用量2.5 g/kg。在该工艺条件下, 铜精矿浸出率为79.15%。采用新型浸出剂ZK05, 铜精矿中铜的浸出率达到98%以上, 硫则通过浮选回收, 回收率约为60%。     

高银砷铜粗精矿提质降杂浮选试验研究

以云南某高银高砷铜粗精矿为研究对象,研究了磨矿细度、脱药剂、抑制剂、捕收剂等对铜砷分离的影响。采用有机抑制剂与无机抑制剂组合抑制毒砂,选择性捕收剂强化回收银矿物,进行了提质降杂浮选研究。在给矿铜、砷、银品位分别为1.71%、7.54%和41.46 g/t条件下,可以获得铜精矿中铜品位和回收率分别为19.16%和80.31%、银品位和回收率分别为268.22 g/t和46.37%、砷含量0.81%的指标。     

黑龙江某含铜铅锌铁硫化矿石铁精矿降低硫品位试验研究

黑龙江某含有色多金属硫化矿铁矿石选矿厂,铁精矿含硫严重超标高达3%左右。严重影响了企业的生产经营状况,本实试验采用了先浮后磁、铁精矿脱硫的选矿工艺,铁精矿含硫品位降低到0.4%左右。     

常温浸矿菌对高砷铜精矿浸出机理的研究

采用浸矿菌浸出高砷铜精矿中的铜, 研究了浸出作用机理。通过比较浸出前后高砷铜精矿表面的变化和浸矿菌的吸附情况, 并结合浸出过程铁离子的变化对铜的浸出率的影响, 发现高砷铜精矿生物浸出的主要作用机理是间接作用机理。     

大红山铜矿尾砂沉降数据的回归方程研究

以大红山铜矿尾砂为试验原料,将其筛分为四个粒级,分别配置成不同浓度砂浆进行沉降试验,结果表明Richardson and Zaki经验公式计算值与试验值存在较大偏差。对试验数据进行分析,回归出了沉降公式。回归公式计算结果较理想,与试验值误差较小。但对于粒径分布不均匀的尾砂沉降的计算,存在较大偏差。     

硫精矿中铜钴同步浸出试验研究

以湖北大冶含铜钴硫精矿为原料,分别研究了硫精矿、硫精矿氧化焙烧渣和硫精矿氧化-还原焙烧渣中铜、钴的同步浸出行为,考察了浸出温度、浸出时间、固液比等工艺参数对铜、钴浸出的影响。结果表明,硫精矿氧化-还原焙烧渣中的铜、钴最易被浸出,浸出条件为:浸出温度70 ℃、浸出时间4 h、固液比1∶5,此时铜和钴浸出率分别为91.46%和65.84%; 采用氧化-还原焙烧-浸出-磁选联合流程处理硫精矿时,可获得铁品位62.31%、回收率68.26%的铁精矿,该工艺实现了硫精矿及焙烧渣中铜、钴、铁资源的综合回收。     

某混合粗精矿铜铅分离选矿试验研究

混合粗精矿Cu品位8.51%、Pb品位15.23%;样品中黄铜矿、方铅矿包裹体较多,粒度较细,针对该样品性质,主要从浮选、重选角度进行铜铅分离试验研究,最终推荐粗精矿精选—铜铅分离(抑铅浮铜)—重选提高铅品位联合工艺流程;抑铅浮铜工艺采用自行设计的无氰、低铬、无污染组合抑制剂RBT-2,使铜、铅达到有效分离;最终可获得Cu品位21.50%、含Pb 4.57%、Cu回收率69.92%的铜精矿;Pb品位46.89%、含Cu 0.82%、Pb回收率55.39%的铅精矿。此流程中重选提高铅精矿品位工艺,使铅矿物得以富集,分离效果明显,获得了Pb品位大于40%的铅精矿。     

应用萃取-电积技术从含铜金精矿中提取铜的研究

采用萃取-电积技术处理含铜金精矿, 从中回收金属铜, 进行了试验研究, 并成功应用于生产实际, 生产所得电铜质量达到国标1^#水平, 铜萃取率达96.95%。生产实践表明该法经济效益好, 操作简便, 可在同行业推广应用。     

提高德兴铜矿精矿品位的途径

根据德兴铜矿流程考查结果，查明了影响铜精矿品位的主要因素是黄铁矿，其次是脉石。根据世界大型斑岩铜矿矿技术的发展，初步探讨了使用分步流程、药剂及浮选柱对提高德兴铜矿铜精矿品位的可能性。