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研究了尾矿高浓度浓缩絮凝剂的选择.无机凝聚剂氧化钙虽然沉降速度较低,但有较好的澄清水;无机高分子絮凝剂碱式氯化铝沉降速度高于前者且有更好的澄清水,而聚丙烯酰胺的絮凝效果最佳,沉降速度最大且有更好的澄清水.现场的矿浆适宜于使用阴离子型聚丙烯酰胺絮凝剂,且有用量少、效率高的特点,在给矿浓度为4%~6%时,絮凝剂用量为5~10g/t. 相似文献
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根据煤系高岭土煤泥的矿物组成和性质分析,对影响沉降的因素进行试验。结果表明:煤泥中含有大量黏土类矿物,粒度较细,0.045mm含量可达41.50%,灰分为50.35%,对影响沉降因素的分析可知,凝聚剂与絮凝剂配合使用,有机药剂采用APAM,无机药剂为CaCl2,用量为每吨干煤泥加入CaCl240kg/t、APAM200g/t,其沉降效果较好;试验中样品在pH值由酸性调整为弱碱性至碱性条件下,沉降速度加快,加入凝聚剂后,煤泥水中的阳离子浓度增加使电动电位降低,煤泥水硬度增加,煤系高岭土煤泥的沉降效果得到明显改善。 相似文献
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针对青藏高原某铜矿现场药剂制度的缺陷,在单因素试验的基础上,建立响应曲面数学模型,寻求新
型捕收剂 XK-103 在该矿应用的最佳条件及与其他因素对指标的交互影响。矿浆 pH 值、调整剂硫化钠用量和捕收
剂 XK-103 用量对该铜矿浮选指标有显著影响,经单因素条件试验,初步确定矿浆 pH 值为 9,硫化钠用量为 250 g/t,
XK-103 用量为 28 g/t 时,铜浮选指标最佳。用 Design-Expert 8.0.6 软件进行响应曲面分析优化和方差分析计算,以
矿浆 pH 值、XK-103 用量和硫化钠用量为自变量,铜粗精矿的回收率和品位为响应值建立数学模型,获得的最佳浮
选条件为 pH=9.11,XK-103 用量 27.64 g/t,硫化钠用量 234.04 g/t,在此条件下,铜粗精矿的铜回收率计算响应结果为
94.67%,铜品位响应结果为 17.10%。根据响应曲面结果,选取 pH 值为 9,硫化钠用量为 235 g/t,XK-103 用量为
27.60 g/t 进行闭路试验验证,结果表明,在原矿铜品位为 1.28% 的条件下,经 1 粗 1 精 2 扫的闭路流程试验获得了铜
品位为 29.53%,铜回收率为 95.21% 的铜精矿。 相似文献
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《煤炭工程》2021,53(9)
以六水氯化铝和四氯化钛为原料采用慢速滴碱法制备出聚合氯化铝钛(PATC),通过Turbscan稳定性分析仪研究了不同碱化度PATC对微细粒难沉降煤泥水沉降特性的影响,并与商用聚合氯化铝(PAC)进行了沉降性能的比较。结果表明PATC对于微细粒煤泥水的沉降效果显著优于PAC,煤泥水系统TSI值和ΔBS值的变化更加显著,当PATC碱化度为0.4,用量为200g/t时,与同药剂用量的PAC沉降效果相比,煤泥水的沉降速度提高了33.3%,上清液浊度降低了33.4%。红外分析表明制备得到的PATC中出现Al~(3+)和Ti~(4+)的水解特征峰,Zeta电位测试结果表明,加入PATC后,煤泥水颗粒表面的Zeta电位绝对值显著降低,从-39.1mV提高到-5.9mV,而加入相同用量的PAC,颗粒表面的Zeta电位从-39.1mV提高到-17.8mV,凝聚剂中Ti~(4+)的引入有利于进一步提高微细粒难沉降煤泥水的沉降效果。 相似文献
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本文研究矿浆电位对Cu_2S、Ni_3S_2矿物的浮选行为及浮选分离的影响。在矿浆pH=8.0、11.0,矿浆电位分别为 500、 600mV时,成功地实现了Cu_2S和Ni_3S_2的浮选分离。在矿浆pH=8.0、电位 600mV时,铜精矿含铜78.45%,铜回收率87.90%,镍精矿含镍63.60%、镍回收率98.20%;在pH=11.0、电位 500mV时,铜精矿含铜76.46%、铜回收率82.70%,镍精矿含镍58.40%、镍回收率97.60%。对金川高冰镍浮选结果表明:在矿浆自然pH值(pH9.0左右)条件下,通过提高矿浆电位,有明显的分离效果,在较低碱性矿浆条件下改善了浮选分离,显著地降低了氢氧化钠用量。通过电化学测试研究了丁基黄药对Cu_2S、Ni_3S_2矿物的捕收机理,并在高pH值、高电位矿浆下对Ni_3S_2矿物的抑制机理进行了详细的研究。 相似文献
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针对河南某铝土矿浮选尾矿沉降中絮凝剂使用量大、沉降效果差的问题,选用TLT8626与现场PAM、AS3318三种絮凝剂进行复配,对尾矿矿浆进行沉降试验,考察了复配比例、复配成分等对絮凝效果的影响。试验结果表明:单独使用现场PAM或AS3318均能得到较清的上清液,但是在用量低时两者对矿浆的沉降速度均较慢;TLT8626在用量较低时就可以达到较快的矿浆沉降速度,但是单独使用该絮凝剂无法获得较清的上清液;180 g/t的药剂总量按照质量比TLT8626∶现场PAM=2∶1或1∶1和TLT8626:AS3318=5∶1或2∶1都可以获得与现场PAM用量为240 g/t时相当的沉降效果,药剂用量减少60 g/t,药剂节约率高达25%,显著降低尾矿处理的成本。最后对复配机理进行了探讨,认为不同分子量的絮凝剂与尾矿中不同粒度颗粒的梯度匹配是复配效果好的关键所在。研究内容填补了絮凝剂复配在尾矿沉降中应用的研究空白,为国内外选矿尾矿的沉降脱水开辟了新思路。 相似文献
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本文探讨了有机高分子絮凝剂聚丙烯酸胺(PAAm)及其与无机凝聚剂FeCl3、AlCl3联合作用对磷精矿沉陷性能的影响。结果表明,PAAm的最佳用量范围为10~20g/t,且随着分子量的增大,最佳用量值减小。FeCl3、AlCl3与PAAm混合使用能改善磷精矿的沉降性能。值得推荐的用药方案为:AlCl32.0kg/t、PAAm-610g/t,或FeCl32.0kg/t、PAAm-620g/t。 相似文献
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根据黄铁矿产品中金、铜矿物的嵌布状态和载金矿物的特性,为了有效地回收黄铁矿产品中的主、铜、银等有价元素,采用了电化学方法调整矿浆和经过电化学氧化处理的捕收剂,在碱性介质中抑硫浮铜的电化学-浮选工艺。从含Au0.77g/t、Cu0.4%的黄铁矿产品中获得了含金、铜分别为4.85~7.12g/t、5.5%~11.0%的铜精矿,其回收率分别为19%~28%、25%~50%。有价金属得到了综合回收的效果。 相似文献
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通过浮选试验、浊度测定、ζ电位测定和吸附量测定, 研究了蛇纹石与黄铁矿间的异相凝聚/分散及其对浮选的影响。结果表明, 在pH=7~10.2, 蛇纹石与黄铁矿表面间静电力表现为引力, 颗粒间的异相凝聚严重, 且当蛇纹石量占黄铁矿量5%时, 就会显著降低黄铁矿回收率。原因是蛇纹石异相凝聚于黄铁矿表面, 不仅自身的可浮性差, 还会降低戊基黄药在黄铁矿表面的吸附量。增加捕收剂用量或添加六偏磷酸钠均能有效改善黄铁矿的浮选。六偏磷酸钠可以使蛇纹石表面ζ电位由正转负, 有效减弱异相凝聚。 相似文献
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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。 相似文献
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陈晓芳’ 《有色金属(选矿部分)》2020,(1):113-117
针对某铜矿山在高碱条件下采用丁基铵黑药进行强压强拉选铜,存在的铜回收率偏低、选矿药剂成本高等问题,在不改变现场工艺流程结构及磨矿细度的前提下,仅通过采用新型铜捕收剂PJ-9,在低碱条件下就实现了该矿山铜硫矿物的有效分离,闭路试验获得铜精矿含铜25.22%、金4.60g/t、银90.80g/t,铜回收率92.03%、金回收率39.51%、银回收率49.41%,比相同条件下采用丁基铵黑药作捕收剂时,铜精矿铜品位高2.77%、铜回收率高2.15个百分点,石灰用量减少800g/t,具有良好的工业应用前景。 相似文献
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为了回收西藏某高铁铜矿的铜与铁等有价元素,进行了先磁选后浮选与先浮选后磁选两种选矿试验方案的比较,最终确定采用先浮选后磁选的工艺流程。进一步进行条件试验并确定药剂制度后,在磨矿细度为-0.074mm占80%、石灰用量为4000g/t、水玻璃用量为1000g/t、丁黄药用量为120g/t的情况下,取得铜品位为21.61%、铜回收率为93.89%的铜精矿与铁品位为55.95%、铁回收率为38.86%的铁精矿,有效实现了资源的利用。 相似文献
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为能够在墨西哥某铜矿初步设计阶段为预估高效浓密机浓密面积提供依据,以FY3-10尾矿作为浓密试验机的给矿进料,通过标准的试验室絮凝沉降试验,开展尾砂絮凝沉降规律研究,确定不同给入尾矿浆浓度、不同絮凝剂用量条件下的尾矿沉降速度及底流浓度,从而优选出最优絮凝剂添加量。根据入料浓度28%、絮凝剂添加量20 g/t时的沉降曲线,建立沉降数学模型,利用Kynch理论,结合C-C法及T-F法,通过数值公式推导及图解法,预估了该矿山所需的高效浓密机浓密面积为5 014 m2,最终确定需要4台直径约40 m的高效浓密机对尾砂浆进行浓密。 相似文献