磷矿浮选尾矿水污染物释放的实验

通过批平衡实验,研究了磷矿单一反浮选尾矿和正-反浮选尾矿在浸出过程中磷、TOC(total organic carbon)的释放及液相pH变化规律.结果表明,平衡时磷的释放浓度为(0.65±0.05)mg/L,受尾矿磷含量、初始pH和浸出次数影响较小.第一次浸出的TOC平衡释放量可达到44 mg/L左右,但经过多次浸出后,溶出液的TOC浓度与实验用水背景值相当.尾矿堆存处置过程,磷因子对水环境会产生持久的影响,而有机物影响是短期、暂时的.     

安宁磷矿浮选厂选矿回水试验研究

通过对云磷公司安宁磷矿选矿回水进行试验研究,确定影响磨矿作业的悬浮物量为2 000 mg/L,确定影响浮选作业的钙离子量为150 mg/L.废水处理以消除SO42-、PO43-、Ca2+等有害残留离子为主,尽可能确保这三种离子含量与自来水相近,从而避免杂质离子对浮选产生影响.处理后回水返回浮选作业,浮选指标接近清水指标,不影响浮选作业及其后续加工作业.     

几种捕收剂在磷矿浮选脱硅中的性能评价

为了考查几种捕收剂用于磷矿浮选脱硅的效果,以云南海口磷矿擦洗尾矿为试验样品,进行了正浮选和反浮选脱硅对比试验.结果表明,对于硅质矿物受钙镁离子污染活化的细粒含硅磷矿,采用常规脂肪酸和胺类捕收剂,无论是正浮选或反浮选脱硅,其选择性都不好.通过对脂肪酸进行复配改性,降低捕收剂中脂肪酸组分的含量,并利用混合药剂的协同作用,可以明显改善捕收剂浮选磷酸盐矿物的选择性,提高正浮选脱硅的选矿效率.     

磷尾矿中磷、镁、铁、铝在硫酸中分解速率的实验研究

用动力学的方法研究了磷矿浮选尾矿中磷、镁、铁、铝在硫酸中的转化率,以揭示他们在硫酸中分解速率的变化规律,为综合回收尾矿中镁和磷提供基础依据.研究结果表明:硫酸浓度对磷和镁的分解温度大,尾矿的分解反应属于扩散控制过程;铁铝杂质在低浓度硫酸中的分解具有负温度效应,铝杂质的溶解受硫酸浓度影响的作用大于铁杂质,在高硫酸浓度时尤为突出.     

沁水盆地煤层气井产出水化学特征与产能关系研究

以沁水盆地枣园区块煤层气井产出水的分析测试数据为依据,利用统计、对比方法,系统研究了煤层气井产出水化学成份特征、类型、成因机理及其与煤层气井产能的关系.根据水化学成份变化规律将产水过程分为3个阶段,即污染成份大量排出阶段、过渡阶段和稳定阶段,分析产出水具有富集碳酸氢根离子、缺少硫酸根离子和钙镁二价阳离子的特征及成因机理.结果表明:在相近的产水量条件下,水的矿化度、碳酸氢根离子浓度越高,煤层气井的气产量越高;当产出水矿化度低于1 000 mg/L、碳酸氢根离子浓度低于600mg/L时,基本不产气.利用煤层气井产出水化学特征的分析成果可以进行煤层气井产能的合理预测.     

杂质离子浓度对磷酸萃取相平衡的影响研究

研究了有机溶剂萃取净化湿法磷酸时,杂质离子浓度对磷酸萃取相平衡的影响.结果表明:磷酸的萃取率随初始水相中钙离子、镁离子、硫酸根离子、氯化钠浓度的增大而逐步增大,随铁离子浓度增大而减小.水相中有机物浓度随钙镁离子浓度的增大而降低,随铁离子、硫酸根离子浓度增大呈先增大后减小的变化趋势.     

酸对捕收剂在胶磷矿和白云石表面吸附的影响

浮选过程中抑制剂会使矿物表面亲水,还可能与捕收剂存在竞争吸附. 硫酸和磷酸是钙（镁）质磷矿石反浮选工艺常用的抑制剂. 通过单矿物和人工混合矿浮选试验及吸附量测定,研究了胶磷矿 - 白云石反浮选体系中,抑制剂硫酸或磷酸浓度对捕收剂 GJBW 在矿物表面吸附量的影响. 结果表明,酸浓度对矿物上浮率影响较大,但对捕收剂在胶磷矿和白云石表面吸附量影响均较小,说明该体系中抑制剂和捕收剂在矿物表面不是竞争吸附而是共同吸附,综合决定表面亲/疏水性,进而影响其上浮率. 于是建立了两者在矿物表面共同吸附的双电层模型,其中不溶油酸分子（HOl）作为主要捕收剂组分在白云石 - 水界面起主导作用使表面疏水,而胶磷矿酸溶释放出的或磷酸电离出的 H ₂ PO ₄ ^- 做为主要抑制组分在胶磷矿 - 水界面起主导作用使表面亲水.     

环境友好型阻垢剂阻CaCO_3垢的性能研究

以马来酸酐和铵盐为原料合成环境友好型阻垢剂聚天冬氨酸(PASP),并研究不同因素对聚天冬氨酸阻CaCO3垢性能影响以及聚天冬氨酸对CaCO3结晶过程的影响。结果表明:所得产品的粘均分子量M为5 700;当Ca2+浓度为750 mg/L,PASP的投加浓度为6 mg/L时,阻垢率为94.74%;当PASP的浓度为6 mg/L,在80℃的水浴中运行16 h时,阻垢率接近100%;PASP可以破坏CaCO3的晶格结构,减小其晶胞体积,使CaCO3的晶体无法有规则正常的生成和增长而发生严重的畸变。因此,PASP可应用于高钙离子浓度的水系统,在高温水系统中长时间停留,对CaCO3仍有较强的抑制作用。     

磷矿浮选废水处理的试验研究

以贵州某地硅钙质磷矿双反浮选废水为研究对象,根据不同作业所产生的废水水质不同,采用CaO+Na₂CO₃+PAC（poly aluminum chloride,聚合氯化铝）+PAFC（poly aluminum ferric chloride,聚合氯化铝铁）的混凝沉淀方法对其进行分质处理. 试验结果表明:粗选精矿滤液和最终精矿滤液在质量浓度分别为3 200 mg/L、4 000 mg/L、4 200 mg/L、4 200 mg/L和3 200 mg/L、3 200 mg/L、3 600 mg/L、3 600 mg/L的CaO+Na₂CO₃+PAC+PAFC试剂处理后返回到浮选,会有效的降低废水回用对浮选效果的影响.     

浮选柱反浮选胶磷矿的影响因素

浮选柱是一种高效的细粒物料分选设备,但应用于胶磷矿浮选仍然受诸多因素制约.为考查浮选柱结构特征、工作参数和操作条件等因素对其分选效果的影响,采用试验室浮选柱对贵州瓮安磷矿进行了单一反浮选试验,重点研究了矿浆浓度、药剂用量、筛板充填方式和充气量对浮选柱反浮选效果的影响.结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占88％、矿浆浓度为25％（质量分数）、油酸钠用量为1.8 kg/t、硫酸用量为5 kg/t和充气量为400 L/h时,反浮选的分选效果较好.由于浮选柱可以通过充填筛板来改善其分选环境,因此在较优条件下,其分选效率比用浮选机时高1.57％.     

难免离子对中低品位钙镁质磷矿石反浮选的影响

采用浮选试验,结合溶液化学计算、方差分析、扫描电镜和X射线荧光光谱分析等手段研究难免离子对中低品位钙镁质磷矿石反浮选的影响. 研究结果表明:矿浆中Ca²⁺和Mg²⁺会降低浮选磷精矿中P₂O₅含量而提高MgO含量,原因是Ca²⁺和Mg²⁺会沉淀捕收剂解离的RCOO^-,降低其有效浓度;SO₄^2-会降低磷精矿中P2O5回收率,其作用机理是由于SO₄²-能与Ca²⁺作用生成硫酸钙沉淀并覆盖在氟磷灰石和白云石表面,增强氟磷灰石的可浮性,导致氟磷灰石随白云石一起浮出;PO₄^3-对浮选影响较小;Ca²⁺、Mg²⁺、SO₄^2-和PO₄^3-对磷精矿中SiO₂、Al₂O₃和Fe₂O₃含量影响较小. 由于Ca²⁺和SO₄^2-分别对磷精矿P₂O₅品位和P₂O₅回收率影响显著,因此在回水利用过程中需控制矿浆中Ca²⁺和SO₄^2-浓度,降低其对浮选的影响.     

高效反浮选捕收剂的合成与应用

针对传统脂肪酸捕收剂选择性差、常温下分散性和溶解性差的问题,以工业棉籽油酸为原料,经高温高压使脂肪酸的双键水解而引入羟基活性基团,进一步与助剂按比例复配得到一种高效反浮选捕收剂HY.将其用于宜昌某高镁磷矿的浮选试验,经一反一扫简单浮选工艺流程获得了精矿五氧化二磷品位34.59%,五氧化二磷回收率96.46%,氧化镁品位0.28%的良好浮选选指标,氧化镁脱除率高达95%,各指标优于公开招标各项指标要求,且浮选在常温下进行,药剂用量仅0.84kg/t.表明反选捕收剂HY具有良好的浮选性能,其化学修饰改性改善了捕收剂的常温溶解性同时增强了其对钙离子、镁离子的选择性.     

难处理高结合率氧化铜矿选冶联合工艺研究

采用选冶联合工艺对含铜1.53％、氧化率47.06％、结合率21.57％的高结合率氧化铜矿进行回收.原矿的砂光片分析结果表明,矿石中大部分铜矿物嵌布粒度极细,多呈星点状和不均匀浸染状分布,与硅、钙、镁、铝等脉石共生严重,导致浮游性较差.针对该矿石的特点,研究了工艺参数及流程结构对指标的影响,确定了“三次粗选—粗精矿再磨—三次精选”的硫化浮选工艺流程,获得了含铜品位为23.43％、回收率为53.72％的铜精矿.对尾矿的形貌及矿物组成表征发现：铜矿物呈细粒浸染状或被硅酸盐矿物包裹,导致这部分铜损失在尾矿中.在最佳的酸浸工艺条件下,对浮选尾矿进行酸浸试验,获得了相对原矿的浸出率为33.21％的试验指标;铜综合回收率为86.93％.     

颗粒尺寸与药剂性质对胶磷矿浮选过程的影响

通过磷矿颗粒的分级浮选、药剂对比及组合浮选对湖北保康钙质磷矿和大峪口硅钙质磷矿进行了系统研究.结果表明:分级后粒径为-65μm的小颗粒磷矿更有利于反浮选,且保康磷矿反浮选效果优于大峪口磷矿;复合药剂和酸性抑制剂均能改善保康钙质磷矿浮选效果,最终磷精矿品位达到36.14%,磷回收率为96.10%;药剂表面张力降低能增强药剂对磷矿颗粒的湿润.最后,通过测量电动电位和亲水亲油平衡值,对浮选过程效率进行了分析,并对浮选机理进行了讨论.     

胶磷矿浮选技术的改进

胶磷矿浮选过程选择性差的根本原因,是由于矿物组分尤其镁离子的溶解,造成矿物表面性质相互转化和捕收剂皂盐在矿物表面无选择性沉积. 通过控制浮选条件和药剂制度,尽可能避免捕收剂和溶解组份在矿物表面无选择性吸附或沉积,是选择性调控胶磷矿浮选性质的重要手段. 此外,采用机柱联合浮选装置来改善胶磷矿的浮选分离环境,对提高其浮选效率也非常重要. 实验表明:对原矿含五氧化二磷22.16%、氧化镁3.15%、二氧化硅25.41%的湖北远安磷矿石,通过采取以上改进措施,采用简单的单一浮选工艺,可获得磷精矿五氧化二磷品位＞30%、回收率＞80%和氧化镁品位1%左右的分选指标     

胶磷矿浮选中碱性联合调整剂

为了降低胶磷矿正浮选pH值调整剂碳酸钠的用量,同时又能有效调整矿浆的性质,改善浮选性能,以某磷矿为试验样品进行了氢氧化钠或氧化钙联合碳酸钠调整矿浆性质的浮选试验.结果表明,氢氧化钠与氧化钙单独作为调整剂时的浮选效果较差,配合碳酸钠作为调整剂,可以改善浮选效果;当使用氢氧化钠与碳酸钠比例1∶3用量4.0kg/t作为pH调整剂时的选矿指标精矿品位18.58%、回收率91.64%、选矿效率18.18%优于单独使用碳酸钠6~7.0kg/t时选矿指标,前者的药剂用量低,因此选矿过程中的药剂成本会有所降低.在工业生产中,可以使用碳酸钠配合氢氧化钠作为矿浆pH调整剂.     

云南会泽高镁中低品位胶磷矿单一反浮选

为了降低云南会泽高镁中低品位磷矿的氧化镁的含量,提高五氧化二磷的品位,采用全硫酸一粗一扫的单一反浮选工艺对云南会泽高镁中低品位磷矿进行了试验.在原矿五氧化二磷的品位为23.71％,最佳磨矿细度为-0.074 mm 88.2％的条件下,以硫酸作为pH调整剂和抑制剂（不需要添加磷酸等其他的抑制剂）,以改性的棉籽油脂肪酸皂为捕收剂,进行浮选试验.结果表明：在粗选硫酸用量为10 kg/t,扫选硫酸用量为6 kg/t,捕收剂TSM-2用量分段加药,第一段粗选添加1.2 kg/t,第二段为0.3 kg/t时,获得精矿五氧化二磷品位为30.09％,回收率达到86.53％,氧化锰由原矿的4.55％降至精矿的0.78％,脱镁率为88.13％的较好指标.为云南会泽磷矿的利用开辟了新途径.     

磷矿选矿含锰废水在造气循环水系统中的应用

针对湖北省黄麦岭磷化工有限责任公司磷矿选矿尾水排放锰含量超标的问题,提出将含锰尾水回用于合成氨造气循环水补水的处理方法.采用含锰尾水代替新鲜水补充至含有硫化物、碳酸根以及氢氧根离子的造气循环水系统中;中和沉淀去除锰离子后大部分废水循环利用,少量强制外排至综合废水处理系统处理后达标排放.工程实际运行结果表明：锰离子在合成氨造气循环水处理系统中大部分得以削减,质量浓度由36～41 mg/L下降至3～6 mg/L;强制外排废水再经过合成氨综合废水处理站处理,质量浓度由3～6 mg/L下降至0.5～1.5 mg/L,总去除率达到95％以上,出水水质能够满足达标排放的要求.该工程应用减少了废水中的重金属排放,并对废水进行了综合利用,达到了节约水资源和保护环境的目的,具有节能减排和可持续发展的重要意义.     

Techniques of copper recovery from Mexican copper oxide ore

Mexican copper ore is a mixed ore containing mainly copper oxide and some copper sulfide that responds well to flotation. The joint techniques of flotation and leaching were studied. The results indicate that an ore containing 19.01% copper could be obtained at a recovery ratio of 35.02% by using sodium sulfide and butyl xanthate flotation. Over 83.33% of the copper oxide can be recovered from the tailings by leaching in suitable conditions, such as 1 h stirring at a temperature around 25 ℃ with a mixing speed of 500 r/min, an H2SO4 concentration of 1.0 mol/L and a mass ratio of the ore-slurry-liquid to solid (mL/mS) of 3. The overall yield of refined ore after flotation and leaching is over 89.18% of the copper, which is much better than sole flotation or leaching. A copper product containing more than 99.9% copper was obtained by using the process: flotation-agitation leaching-solvent extraction-electro-winning.