某金矿旋流-静态微泡浮选柱与浮选机浮选试验对比研究

旋流-静态微泡浮选柱在山东某金矿进行分选时在与浮选机尾矿接近的情况下,精矿品位比浮选机高12.69g/t,通过对2种浮选产品的筛分分析,认为浮选柱对微细粒的分选体现出了比较高的选择性和比较强的回收能力,浮选机在粗粒的回收上具有一定的优势,是造成浮选柱精矿品位明显高于浮选机而两者尾矿品位接近的分选结果的原因。     

某硫铁矿矿泥柱浮选半工业试验

为使广东某硫铁矿生产-3 mm产品过程中产生的矿泥得到高效利用,采用2台φ400 mm×4 000 mm旋流-静态微泡浮选柱在现场对该矿泥进行了1粗1精柱式浮选半工业试验。首先通过条件试验确定了合适的处理量、药剂制度以及浮选柱中矿循环泵压力,然后进行72 h连续运转,获得了硫精矿硫品位为48.46%、硫回收率为93.71%的良好指标。与现场采用浮选机的选别指标相比,硫回收率提高了约13个百分点。     

浮选柱与浮选机分选效果的对比

本文阐述了浮选柱与浮选机工作原理的区别，并以枣庄矿务局田陈煤泥为例，在实验室对旋流微泡浮选柱和浮选机的分选效果进行了比较。试验表明：浮选柱在降低精煤灰分、提高分选效率方面具有显著的优越性。     

浮选柱与浮选机分选细粒粉煤的对比性实验研究

 摘要：针对淮北某选煤厂浮选精煤灰分较难达标的实际情况,分析了FCMC系列旋流微泡浮选柱的优点及工业应用现状,阐述了浮选入料性质及条件对浮选效果的影响,提出了采用旋流微泡浮选柱替代浮选机分选细粒粉煤的新方法,并通过试验论证了旋流微泡浮选柱对细粒粉煤浮选的优越性。     

旋流-静态微泡浮选柱分选铝土矿的半工业试验

在实验室试验的基础上,采用旋流-静态微泡浮选柱对河南某铝土矿选厂的浮选机入选物料进行了现场分流半工业试验。试验结果表明：旋流-静态微泡浮选柱经一粗一精2段浮选,可获得产率为71.1%,铝硅比为10.68,Al₂O₃回收率为79.9%的铝土矿精矿,与现场浮选机一粗二精一扫一精扫5段浮选的生产指标相比,精矿铝硅比基本相同,精矿产率高4.1个百分点,精矿Al₂O₃回收率高3.2个百分点。     

某金矿矿泥单独浮选试验研究

山东某金矿选厂在破碎段经洗矿、分级、浓缩脱出的矿泥含金量与原矿相当,但粒度过细,进入浮选系统后会恶化浮选过程。为此,分别采用浮选机和旋流-静态微泡浮选柱对该矿泥进行了单独浮选试验。试验结果表明,矿泥经浮选机1粗1精2扫选别,可获得平均金品位为90.73 g/t、平均金回收率为77.91%的合格精矿,经旋流-静态微泡浮选柱1粗1精选别,可获得平均金品位为98.43 g/t、平均金回收率为87.93%的合格精矿,旋流-静态微泡浮选柱不仅选别指标明显优于浮选机,而且可比浮选机减少2次扫选作业。     

海南某赤铁矿柱式反浮选试验

为了提高海南某赤铁矿选厂的磁选精矿品位,进行了旋流-静态微泡浮选柱阴离子反浮选试验研究,通过条件试验确定的浮选柱给料速度为230 mL/min,捕收剂用量1 800 g/t,粗选循环泵压力0.14 Mpa,浮选浓度38%,粗选浮选柱吸气量1.0 m³/h。试验结果表明：在给矿品位49.44%的条件下,采用脱硫+1粗1扫反浮选流程,获得了精矿产率为57.37%、铁精矿品位62.62%、铁回收率72.66%的较好指标。试验体现了浮选柱在赤铁矿浮选中分选流程短和分选效率高的优势。     

旋流静态微泡浮选柱用于铜镍尾矿再选的研究

尾矿作为二次资源越来越受到重视,利用高效细粒分选设备旋流静态微泡浮选柱对金川铜镍尾矿进行了再选试验研究,考查了浮选柱分选尾矿提高有价金属回收率的效果。应用旋流静态微泡浮选柱在分级再磨一次粗选、三次精选的流程条件下,可从生产尾矿中获得回收率12.53%,品位为3.763%的镍,同时回收品位为2.351%的铜金属,取得了预期的效果。     

浮选柱与浮选机分选煤泥的试验研究

旋流气泡浮选柱是近年来广泛推广使用的浮选设备,通过分析浮选柱的工作原理及优点,进行浮选柱与浮选机的对比试验研究。结果表明:细粒煤分选时,浮选柱比浮选机具有明显的优势。     

旋流微泡浮选柱替代机械搅拌式浮选机的工艺设计：FCMC—3000在大屯选煤厂 ？

旋流微泡浮选柱是一种新型高效的细粒矿物分选设备，是机械搅拌浮选机的更新换代产品。本文介绍了其原理、结构特点，技术特征、工艺配置以及大屯选煤厂用浮选柱取代浮选机的工艺改造实践，为新建选煤厂以及老厂改造中采用该工艺与设备时的工艺设计提供参考。     

浮选柱代替浮选机精选在大红山铜矿的试验研究

针对浮选柱结构简单、投资省、能耗低、浮选精矿富集比高的特性,大红山铜矿开展CPT浮选柱代替三次浮选机精选作业的生产工业试验研究,探索浮选柱替代三次浮选机精选后大红山铜矿的铜选矿回收率及精矿品位是否与小型分流试验一致,精矿品位及回收率均得到提高。分为两个阶段进行,分别采用浮选柱和浮选机在粗精矿再磨和不磨的两种情况下进行铜精选作业,对比分析浮选柱与浮选机的精选效果。两个阶段的工业试验结果表明铜浮选精矿品位基本一致,而CPT浮选柱精选较浮选机三次精选的回收率下降了0.79个百分点的指标。从原矿性质及铜矿物浮选条件分析得到,大红山铜矿的岩石性质主要为铜铁伴生矿体,铜矿物主要为黄铜矿,易浮选,浮选药剂简单,而浮选柱对+53μm粗粒级矿物的回收不充分,作业率较低,不适宜大红山矿石的铜精选作业。试验结果可为相同矿石性质的矿山提供参考。     

赣州某萤石尾矿浮选柱分选试验研究

针对赣州某萤石尾矿萤石粒度粗、CaF2含量低的特点,提出了磨矿-柱浮选工艺,解决了该萤石尾矿中CaF2难以回收的问题。考查了磨矿细度、矿浆pH值、水玻璃用量、捕收剂用量、浮选柱处理量、循环压力和充气量等因素对浮选指标的影响,优化了工艺和操作参数条件,并在此基础上进行全流程闭路试验。结果表明:在原矿品位22.87%的条件下,经过一段磨矿+浮选柱一粗三精工艺分选,可以获得精矿品位93.65%、回收率54.82%的良好指标。     

赣州某萤石尾矿浮选柱分选实验研究

这是一篇矿物加工工程领域的论文。云锡集团卡房分公司新探获矿体除有价元素铜、钨以外,仍有价值不容小视的萤石资源。铜钨浮选尾矿中CaF₂品位高达31.98%,萤石矿物整体属粗中粒嵌布,单体解离度在95%以上,脉石矿物以钙铁辉石、石英、长石为主。选矿小型实验首先采用强磁选预选脱除了钙铁辉石等磁性脉石矿物,减少了对萤石浮选的干扰,然后采用“一粗两扫六精”的浮选工艺,选择酸化水玻璃做调整剂,选择油酸钠做捕收剂,对中矿产率较大的精选1中矿返回至扫选1作业,最终获得了CaF₂品位为96.27%、回收率为88.85%的萤石精矿产品,实现了卡房矿区萤石资源的高效综合利用。     

旋流微泡浮选柱和机械搅拌式浮选机工艺效果对比

简要介绍了邢台矿选煤厂煤泥处理工艺流程,详细分析了浮选柱与浮选机各自的分选原理和特点,并根据邢台矿选煤厂工艺流程和入浮煤泥性质,通过对选前脱泥与不脱泥重介条件下旋流微泡浮选柱和机械搅拌式浮选机浮选工艺效果的分析,对比了两种浮选设备的分选工艺效果。     

浮选机+浮选柱联合分选模式在柴里选煤厂的应用

针对煤泥不能全部入浮的问题,柴里选煤厂进行了“浮选机+浮选柱”工艺改造,通过改造及现场调试运行,柴里选煤厂实现了煤泥全部入浮,不仅提高了精煤产率,取得了显著经济效益,且减少了细颗粒煤泥在系统中的循环量,优化了煤泥水系统.     

基于浮选柱的高灰煤泥浮选参数优化研究

阐述了高灰煤泥产生的原因及其浮选研究现状,介绍了旋流微泡浮选柱的特点及其对高灰煤泥浮选的适应性。利用实验室浮选柱试验系统,对邢台矿选煤厂高灰煤泥进行了浮选试验,并运用Design-Expert软件对试验结果进行了分析,得出最优浮选条件:捕收剂用量为2 400 g/t,入浮浓度为100 g/L,药比为8∶1,此时精煤产率为57.13%,精煤灰分为9.35%,尾煤灰分为48.63%,浮选完善指标为49.99%。     

尾煤泥再选试验研究

以钱家营矿选煤厂的压滤煤泥为研究对象,首先对其粒度和密度组成进行分析,发现其主导粒级为0.045 mm粒级,高灰细泥含量较高;根据密度组成绘制可选性曲线,分析出重选可选性较好,为中等可选。同时进行顺序评价实验,由可选性判断可以看出,若依靠一次浮选得到合格精煤,则浮选的可选性较差,浮选精度偏低,且过程较难控制。由浮选参数实验、分布释放实验、多次浮选实验和速度实验,发现在药剂耗量为0.8 kg/t、二次浮选工艺条件下可以得到高灰精煤,灰分在17%左右,产率35%;在三次精选工艺时,可以得到产率在20%以上,灰分为12%左右的精煤。压滤煤泥具有一定的回收可燃体价值。     

浮选尾矿摇床再选试验研究

根据望儿山金矿的矿石特征 ,在欠磨条件下 ,对于单一浮选流程 ,利用摇床对浮选尾矿再选 ,可以有效回收目的矿物 ,充分开发利用宝贵的矿产资源     

Two-stage fast flotation of coal tailings using reflux flotation

Low pulp density and low grade slurries in the coal and minerals industries are discharged as waste to tailings dams, incurring significant losses of valuable particles. This paper investigates the rapid processing and cleaning of hydrocyclone overflow coal slurry using two laboratory scale Reflux Flotation Cells in series as a means to economically beneficiate low quality tailings streams. The Reflux Flotation Cell incorporates a novel arrangement of inclined channels to enhance bubble-liquid segregation, enabling extremely high gas rates and liquid rates per unit of vessel area. Hence, in the first stage, fast flotation is employed to rapidly recover fine coal particles using a feed flux of 11.4 ± 0.5 cm/s, up to an order of magnitude increase in the throughput rate over conventional flotation systems. First stage product was then sent to a second stage for counter-current washing using fluidisation wash water to produce a fully deslimed product, having ash percent in agreement with the minimum ash attainable using flotation as determined through tree flotation analysis. The results demonstrate the potential for two-stage Reflux Flotation to deliver high throughput at a high separation efficiency from low quality slurry, with a fivefold reduction in the required vessel footprint, thus overcoming the principal economic deterrent of having to install banks of large-scale flotation cells.     

基于XRD分析高岭石在浮选尾煤中分布规律

煤系高岭石是一种夹杂在浮选尾煤中含量高、粒度小的粘土类矿物,具有一定的利用价值。为了研究浮选尾煤中高岭石等矿物质的分布规律,本文以大同长焰煤、王家岭气煤和马兰焦煤的浮选分步释放各级产品为对象,基于X射线衍射K值法定量分析,探究高岭石在不同灰分下的浮选尾煤中的分布情况,并以XRD图谱的峰型特征分析各煤样中主要矿物质及精煤组分含量的变化规律。结果表明,石英、方解石在浮选过程中主要集中于粗选尾煤中,高岭石在各浮选产品中均有分布,随分选次数的增加,精煤产品中逐渐由多种矿物质变为高岭石一种矿物,在单一矿物的影响下,精煤灰分降低速率逐渐减慢。各煤样的XRD图谱中,由煤的结构单元所产生的002衍射峰在灰分最高的浮选产物中面积最小,图谱的背景最低,随着灰分的降低,002峰的面积逐渐增大,表明精煤组分在浮物中不断富集。随着分选次数的增加,高岭石的含量随灰分降低而降低,二者呈正相关关系,并符合二次函数变化规律。研究揭示了煤泥浮选过程中灰分与高岭石等矿物质含量的内在联系,这为研究浮选尾煤提取高岭石提供了量化指标。