承德某地区铁尾矿回收磷试验研究

本文对承德某选矿厂的铁尾矿进行了磷矿物回收的浮选试验研究。对原矿进行了化学成分、主要矿物、尾矿粒度等性质的研究,其中尾矿细度为-0.074 mm质量分数占8.94%,主要回收矿物为磷灰石,P2O5质量分数2.11%。研究结果表明,在尾矿磨至-0.074mm质量分数占52.17%,pH=8.5,水玻璃用量900g/t,aw-01用量700g/t,矿浆质量分数为30%的条件下,采用1次粗选、3次精选的开路浮选试验,获得了品位为31.66%,回收率为84.58%的磷精矿,同时浮选尾矿中磷的质量分数降至0.34%,提高了铁尾矿中伴生矿物磷资源的回收率。     

高硫煤中黄铁矿浮选抑制试验研究

为提高高硫煤的浮选脱硫效率,以新峪选煤厂高硫煤泥为研究对象,分析了高硫煤的粒度组成及硫形态分布,研究煤浆质量浓度、捕收剂、起泡剂和抑制剂种类及用量对高硫煤浮选脱硫效果的影响。结果表明,新峪选煤厂煤泥硫分高达3.57%,属于高硫煤,黄铁矿硫含量较高为2.18%,可通过物理分选方法脱除。当煤浆质量浓度为80 g/L,纳尔科油用量为200 g/t,仲辛醇用量为100 g/t,巯基乙酸用量为400 g/t时,高硫煤浮选效果最好,精煤硫分为2.35%,可燃体回收率为69.23%,脱硫效率最高为24.76%。     

回收承德某铁尾矿中低品位磷矿的试验研究

对承德某铁尾矿原矿性质的研究表明,该铁尾矿中含有磷和钛两种可回收元素,其中磷以磷灰石的形式存在,且嵌布粒度较粗,钛主要为钛铁矿,嵌布粒度细。因此本研究提出先浮选回收磷再选钛的工艺流程。在回收磷的试验中,研究了1次粗选和精选时各个影响因素,结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm质量分数占52.1%,p H=8.5~9,水玻璃用量800 g/t,AW-01用量800 g/t,矿浆质量分数30%,粗选时间3 min,精选时水玻璃用量50 g/t,AW-01用量100 g/t,矿浆质量分数为25%的试验条件下,采用1次粗选3次精矿的浮选工艺流程,可获得磷品位为32.74%,回收率为86.11%的磷精矿,同时尾矿中磷品位降至0.31%。     

高硫煤浮选法脱硫实验研究

采用浮选法脱除贵州某煤中的硫,以磺化煤油为捕收剂,WP溶液为起泡剂,CaO为抑制剂,考察了捕收剂用量、起泡剂用量、抑制剂用量以及矿浆浓度对脱硫率的影响。实验结果表明,在捕收剂用量30kg/t、起泡剂用量1.250kg/t、抑制剂用量37.5kg/t、矿浆质量浓度106g/L的条件下,能有效脱除煤中的硫分,脱硫率达到67.63%。对比分析脱硫前后煤样,结果表明浮选法脱除煤中硫的同时,也提高了煤样的热值,提升了煤的质量。     

海城某低品位菱镁矿石浮选试验研究

我国拥有丰富的菱镁矿资源,随着资源的开发与利用,优质资源越来越少,对低品位菱镁矿的选矿研究具有重要意义。原矿为海城某菱镁矿,主要有用成分为MgO,杂质成分为SiO_2。矿石矿物组成主要为菱镁矿,其次为石英和白云石。对MgO质量分数为93.06%,SiO_2质量分数为1.94%的原矿采用一粗二精反浮选流程,在磨矿细度-0.074mm质量分数为69.71%,捕收剂LKD用量为150g/t,抑制剂六偏磷酸钠用量为100g/t,pH值调整剂盐酸用量为1 250g/t的条件下,可获得MgO(IL=0)品位97.25%、SiO_2质量分数0.2%的菱镁矿浮选精矿。     

甘肃酒泉某尾矿的选矿实验研究

甘肃酒泉某公司尾矿金品位0.85 g/t,银品位为5.46 g/t,通过借鉴比较、单因素条件实验等工作,最终确定采用浮选流程产出含金、银精矿。浮选采用一次粗选,三次精选和三次扫选,浮选条件为:-0.074 mm 90%,碳酸钠用量1000 g/t,硫酸铜用量为100 g/t,捕收剂丁基黄药+丁铵黑药(1:1)用量为100 g/t+100 g/t。精矿中金银品位分别为:31.6 g/t、106 g/t,金银的回收率分别为57.88%、30.99%。选矿实验实现了废弃资源的二次利用,促进了金、银循环经济的发展。     

某锌浸出渣浮选分离硫的试验研究

针对某冶炼厂锌浸出渣单质硫质量分数高、酸性强的特点,对原浆直接浮选、稀释清洗浮选以及加热过滤清洗浮选3种工艺进行了比较试验,结果表明:加热过滤清洗浮选效果最好,在加热过滤清洗的基础上,在粗选质量分数为30%,丁黄药用量200g/t,松醇油用量50g/t,充气量75L/h,浮选4min的条件下,采用1粗1精1扫中矿顺序返回的浮选闭路试验流程即可获得硫品位85%以上、回收率97.79%的硫精矿产品。     

中性条件下蓝晶石矿浮选试验研究

针对河北邢台卫鲁地区蓝晶石选矿流程中强磁选后的非磁性产品进行浮选试验研究,结果表明,在磨矿细度为-200目质量分数占65.00%,十二胺盐酸盐作为捕收剂用量为40g/t,柴油作为辅助捕收剂用量为300g/t,矿浆质量分数为30%,淀粉作为抑制剂用量为360g/t,矿浆pH=6.5左右的中性浮选条件下进行了1粗4扫的开路反浮选,最终获得产率为14.28%,Al2O3品位为60.31%,蓝晶石品位为96.16%的高纯蓝晶石精矿。     

贵州某硅钙质磷矿石正浮选脱硅富磷试验研究

根据贵州某硅钙质磷矿石的性质,对其进行了正浮选脱硅富磷研究。结果表明,采用1粗1扫正浮选工艺闭路试验流程,在磨矿细度为-0.074mm占76.50%,pH调整剂碳酸钠用量为1 500g/t,抑制剂水玻璃用量为2 000g/t,粗选捕收剂AF用量为1 000g/t,扫选捕收剂AF用量为200g/t的条件下,获得了P2O5品位为32.20%、P2O5回收率为90.42%、SiO2质量分数为13.35%的磷精矿,达到了脱硅富磷的目的。     

细粒煤磁选-浮选脱硫脱灰试验研究

为提高细粒煤的脱硫率和脱灰率,以甘肃中硫煤经跳汰机处理后的细粒煤为试验煤样,进行磨矿-磁选试验、高精度磁选试验和磁选精煤再浮选试验。结果表明,磁通密度1.57 T,脉冲强度25次/min,采用细网不加铜套聚磁介质时,煤泥磁选效果最好,精煤硫分为1.25%,精煤产率达到95%,煤样损失量最小。在最佳磁选条件下进行磁选精煤再浮选试验,Ca O用量1 kg/t,煤油用量1360 g/t时,煤泥浮选效果最好,得到硫分1.09%,灰分7.54%的精煤,精煤脱硫率为32.05%,脱灰率为45.63%,黄铁矿硫脱除率为50.55%。细粒煤磁选-浮选试验数质量流程表明,原煤经跳汰—破碎—筛析—磁选—浮选后,可获得产率86.03%,硫分1.09%,灰分7.54%的精煤产品,基本达到矿山要求。     

丁黄药用作高硫铝土矿浮选除硫的捕收剂

采用浮选方法对我国含硫一水硬铝石型铝土矿进行脱硫,采用单因素实验研究了高硫铝土矿在浮选剂丁基钠黄药作用下反浮选除硫的工艺条件,考察了浮选剂用量、浮选时间、浮选矿浆浓度(液固质量比)、pH值及矿石粒度对浮选的影响. 结果表明,反浮选除硫的合适工艺条件为,矿浆pH 10、浮选剂用量0.16 kg/t、起泡剂20 g/t、浮选刮泡时间15 min、液固质量比10、矿石粒度0.15 mm. 在此工艺条件下,铝土矿中硫含量由2.08%降低到0.41%,符合我国氧化铝工业对矿石中硫含量的要求,Al2O3回收率达90.83%. 浮选过程基本符合一级动力学反应方程.     

煤炭高梯度磁选-浮选脱硫降灰试验

通过分析煤样性质,说明原煤中无机硫主要以硫化铁硫为主,有机硫较高,仅依靠物理方法很难达到理想脱除效果。通过煤粉高梯度磁选试验研究了磁介质、磁通密度、脉冲对煤炭磁选效果的影响。结果表明:聚磁介质选用不加铜套细网介质,当磁通密度为1.295 T,脉冲为25次/min时,煤粉湿法高梯度磁选脱硫效果最好,此时硫分为1.59%,精煤产率为85.44%,脱硫率为31.87%,脱灰率为38.17%,黄铁矿硫脱除率为45.02%。通过正交试验确定了最佳高梯度磁选条件为:煤粉粒度0.075 mm,磁通密度1.295 T,脉冲25次/min,可得到硫分1.35%,灰分10.37%的磁选精煤产品。最后对磁选精煤进行再浮选试验,得到最佳浮选条件为:石灰500 g/t,捕收剂1360 g/t,起泡剂90 g/t,可获得产率76.29%,硫分1.28%,灰分8.14%的精煤,产品脱硫率为57.73%,脱灰率为58.52%,黄铁矿硫脱除率为84.56%。采用磁选-浮选综合流程,煤粉基本达到理想的脱硫降灰效果,可作为煤种脱硫降灰技术方案的参考。     

粉煤灰浮选脱碳

通过一系列条件试验,最终确定＂一粗一扫＂浮选流程,选用轻柴油做捕收剂,粗选用量4000g/t,扫选1200g/t,仲辛醇做起泡剂,粗选用量400g/t,扫选200g/t,粗选矿浆浓度100g/L,充气量0.30 m3/（m2.min）,得到最终粉煤灰产品产率65.54%,烧失量4.21%,达到Ⅰ级灰标准,粗选精碳产率19.85%,灰分58%,有一定的市场价值。     

碱性选硫新工艺

遂昌金矿现有酸性选硫工艺存在硫酸用量高、尾矿液锰含量难控制等问题,本文通过3种选硫方案的试验研究,探索出浓缩碱性选硫新工艺,解决了现存问题,取得了良好的经济和环保效益.     

提高煤泥浮选捕收剂性能的试验研究

针对煤泥浮选捕收剂分散难、选择性差、用量大等问题,利用不同化工产品及表面活性剂,将煤油制备成复合捕收剂用于煤泥浮选。分别进行了煤油、复合捕收剂的优选试验及浮选速度试验。优选试验表明:当煤油用量为900 g/t,仲辛醇用量为450 g/t时,煤油浮选效果最佳;当Fy-4复合捕收剂用量为500 g/t,仲辛醇用量为450 g/t时,精煤灰分为9.96%,精煤产率为88.72%,可燃体回收率为94.82%,在精煤灰分相近的条件下,Fy-4复合捕收剂的用量比煤油降低了44.44%,精煤产率和可燃体回收率分别提高了0.06%和0.16%。浮选速度试验表明:Fy-4复合捕收剂不仅节省了药剂用量,而且提高了煤泥浮选活性,提升了精煤浮选速度。最后探讨了无机电解质NaCl对复合捕收剂浮选效果的影响,当NaCl浓度为0.05 mol/L时,煤泥颗粒Zeta电位更趋近零电点,降低了煤泥颗粒的相对接触角,改善了煤泥浮选效果。     

Desulfurization of mezino coal using combination of ‘flotation’ and ‘leaching with potassium hydroxide/methanol’

Mezino coal contains a high percentage of ash and both organic and inorganic sulfur. The ash and sulfur contents can be reduced using physical–chemical and chemical methods. ‘Froth flotation’ is a physical–chemical method that is capable of reducing inorganic sulfur and the ash content of coal. In this research, reducing the ash content of mezino coal by 83%, inorganic sulfur by 72% and its total sulfur content by 63% using flotation in alkaline pH and in the presence of copper ion was successful. The coal flotation obtained was 73%. The coal concentration obtained from flotation was leached using potassium hydroxide/methanol mixture and its total sulfur and ash contents were reduced by approximately 33 and 8%, respectively. Hence, using the combination of the two mentioned methods, the total sulfur and ash contents of coal were reduced by 82.50 and 82.34%, respectively. It is an unprecedented and welcome result compared to the previous work.     

Changes in the structure of water induced by PAV-1 flotation reagent

The action of PAV-1 surfactant with anionic-cationic molecular structure is considered. Flotation is intensified if PAV-1 is supplied prior to the collector reagent. Adding PAV-1 activator in amounts of 0.2–1.0 g/t increases the yield of flotational concentrate by 1.5–3.2% (depending on the ash content of the coal slurry supplied for flotation), with simultaneous reduction in collector consumption by 20–25%.     

朱家峁煤矿长焰煤脱硫研究及综合利用

分析了朱家峁长焰煤硫分组成、可选性及脱硫的可行性,结果表明,利用现有的物理分选无法得到S_(t,d)小于1.0%的产品,选择高精度的重介质分选工艺,精煤硫分能降到1.4%;小于0.5 mm粒级煤泥采用小直径重介质旋流器分选后能得到S_(t,d)小于1.0%的产品,优于常规浮选工艺;综合分析表明,该矿产品适宜配煤造气。     

响应曲面法优化氧化铜渣浮选提铜工艺

江西某炼铜炉渣含铜量高,具有较高的经济价值。由于该铜渣中铜矿物以氧化矿为主,且硫化矿表面被氧化,直接浮选铜回收率低、经济效益差。通过添加活化剂,活化氧化铜矿物,并利用响应曲面中心复合设计原理对浮选工艺条件进行优化,研究氧化钙、硫化钠、Z-200对浮选效果的响应。结果表明,Z-200用量是影响精矿品位和回收率的主要因素,且各响应因素间存在交互效应,在CaO用量为25 g/t,Na₂S用量为500 g/t,Z-200用量为100 g/t的最优条件下,闭路试验获得精矿平均品位12%,精矿铜回收率为86.57%,采用该浮选优化工艺能获得较好的回收效果。