硬质高岭土煅烧及添加剂增白的研究

以湖北某地硬质高岭土为试样,研究了煅烧过程中其白度的变化规律,成功地找到了提高该矿区煅烧高岭土白度较有的添加剂。同时,对高岭土的煅烧增白和添加剂ＮａＣｌ的增白机理作了较为深入的探讨。     

法库县硬质高岭土矿初步浮选试验

法库县前新秋热液蚀变次流纹岩型硬质高岭土矿，属大型优质矿床。用十二胺做捕收剂，采用常规浮选工艺浮选微细粒和超微细粒高岭石和石英等矿物。经过一次粗选二次精选初步浮选试验，获得高岭土精矿：AlO3含量34．06％，Al2O3回收率70.57％，产率38．40％。     

硬质高岭土煅烧增白工艺研究

以湖北某地硬质高岭土为试样,研究了煅烧过程中的煅烧气氛、煅烧温度、煅烧时间、添加剂种类及用量对白度的影响。在还原气氛下,以CaCO3作增白剂,1 000℃煅烧2h,试样煅烧白度达到了90%。     

北海某高岭土尾矿中石英砂的选矿提纯试验

广西北海某高岭土尾矿的矿物成分95%以上为石英。为了给该尾矿的高附加值利用提供依据,在工艺矿物学研究基础上,按照擦洗-分级-棒磨-分级-高梯度强磁选-反浮选-酸擦洗原则流程对其进行石英砂提纯的选矿试验,获得了粒度为0.6~0.1 mm、SiO₂含量达到99.91%、Fe₂O₃含量为79.88 μg/g的高白石英砂产品,并结合选矿试验和工艺矿物学研究结果,针对将来的实际生产提出了不仅可产出高白石英砂,还可获得陶瓷原料、普通石英砂、高岭土等副产品的推荐工艺流程。     

湖北通城高岭土矿提纯和增白试验研究

通过高温煅烧和化学漂白工艺对通城4例高岭土的增白进行了系统的研究,结果表明:湖北通城高岭土的白度主要受TFe2O3含量影响,与有机质无关,高岭土白度与TFe2O3含量呈反线性相关。化学漂白可使高岭土一次除铁率达50%,白度明显增加。     

苏州高岭土尾矿中硫化矿混合浮选工艺研究

对苏州高岭土尾矿进行了硫化矿混合浮选试验研究。在不磨矿的条件下,采用搅拌-混合浮选工艺流程和合理的药剂制度获得了铅、锌、硫品位分别为4.72%、9.12%、36.11%,回收率分别为91.42%、93.83%、91.76%的硫化矿混合精矿。     

浮选尾煤浮选脱铁制备高岭土的试验研究

为拓展浮选尾煤的综合利用方式,实现浮选尾煤中有价矿物的高附加值利用,文章提出了一种新的浮选尾煤综合利用途径——从浮选尾煤中分选回收高岭土.结合高岭土分选方法、铁矿分选方法,提出了以炭颗粒为载体的炭与铁混合浮选和抑铁浮高岭土两种分选技术路径,以便与选煤厂洗选工艺相结合,优化高岭土制备流程.试验以唐山矿选煤厂浮选尾煤为研究...     

广西某高岭土尾矿产石英砂浮选除铁试验

广西某高岭土尾矿经擦洗、磨矿、分级、强磁选可产出SiO₂品位达99.82%的石英砂,但其Fe₂O₃含量较高,为113 μg/g,且铁主要赋存于云母和电气石中。为将该石英砂的Fe₂O₃含量降至80 μg/g以下以满足光伏产业用石英砂的要求,对其进行了除铁即脱除云母和电气石的浮选试验。试验结果表明：先在pH=2.5的酸性条件下用混合胺和煤油进行1次云母反浮选,然后在pH=7.8的偏碱性条件下用油酸钠进行1次电气石反浮选,所得最终石英砂的Fe₂O₃含量可降至74 μg/g,SiO₂品位提高至99.89%,SiO₂回收率为94.61%。     

煤系市高岭土的提纯与煅烧研究

本文综述了煤系硬质高岭土选矿提纯与煅烧的重要性及选矿提纯与煅烧技术的发展现状。基于煤系硬质高岭土中欣，钛矿物杂质磁性弱和嵌布微细，选择性磁种分选和氯化焙烧技术是最有效的提纯方法之一。从煅烧效果和能量利用率考虑，粉料动态煅烧工艺是煤硬质高岭土煅烧的最佳选择之一。     

吉林白山煤系硬质高岭土加工工艺实验

吉林白山煤系硬质高岭土性质研究结果表明,该区煤系硬质高岭土Al2O3 和SiO2 的含量、SiO2 与Al2O3 摩尔比均接近于高岭土的理论值;高岭土中高岭石含量较高,且结晶度较好。对影响煤系硬质高岭土煅烧产品白度的粒度、煅烧温度、煅烧时间和增白剂等因素的实验结果表明,通过对各种实验参数的科学控制,可以利用吉林白山煤系硬质高岭土制取优质的煅烧高岭土产品。     

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。     

低灰浮选尾煤的磨矿脱泥浮选工艺试验研究

针对河北唐山地区煤炭黏土含量大、多高灰细泥、浮选效率低的问题,采用磨矿、小锥角水力旋流器脱泥、分步释放浮选等试验方法进行了浮选工艺试验研究。结果表明：采用150 mm与75 mm旋流器串联脱泥工艺,底流和溢流灰分差值为13.05%,说明旋流器串联脱泥工艺起到了较好的效果,能分离部分高灰细粒级煤泥,对底流进行分步释放浮选试验研究,在保证精煤质量前提下,精煤产率也相应得到提高,说明采用小锥角水力旋流器对原煤泥进行浮选前脱泥,能够有效降低高灰细粒级对浮选的影响,提高精煤的浮选效率;浮选尾煤灰分仍然较低,为38.27%,对低灰尾煤进行磨矿-脱泥-浮选试验,精煤产率为35.47%,综合精煤产率（占全级）相比较原煤泥直接浮选提高率达54.20%。     

低阶煤浮选试验研究

为探索低阶煤浮选的可行性,以陕西旬邑和神木、山西朔州、黑龙江七台河、内蒙古鄂尔多斯地区的低阶煤煤泥为研究对象,根据煤泥表面特性选择捕收剂,对其进行浮选试验。试验结果表明:在试验条件下,灰分为24%~50%的低阶煤煤泥浮选后可获得灰分为13%~20%的精煤,精煤可燃体回收率在60%~85%之间,发热量提高3.35~10.04 MJ/kg,降灰提质效果显著。针对试验过程中药剂消耗量较高、浮选选择性较差等问题,提出了应加强低阶煤高选择性浮选工艺技术与高效浮选药剂研究的建议。     

某磷尾矿浮选工艺试验研究

对P2O5含量为19.60％的云南某磷矿擦洗尾矿进行了药剂制度的条件试验研究,确定了最佳药剂制度中Na2CO3用量3.0 kg/t、水玻璃用量4.0 kg/t、分散剂C11用量为400 g/t、抑制剂HA用量为300 g/t和捕收剂LP-Y用量2.0 kg/t;采用正浮选一粗一精闭路流程选别后,得到磷精矿P2 O5品位...     

某长石尾矿中含铷云母的浮选回收试验研究

某长石尾矿Rb_2O品位为0.54%,主要矿物为云母和长石,Rb_2O主要赋存在云母矿物中。为了综合回收该尾矿中的铷,分别考察了矿浆在酸性(pH=3.0)和中性(pH=7.3)环境中,矿石不磨(-74μm占10%)与矿石粒度磨至-74μm占50%时的闭路试验指标。结果表明,矿石不磨时,酸性矿浆环境闭路试验和中性矿浆环境闭路试验所得精矿指标差异不大,精矿中Rb_2O品位分别为1.24%和1.21%,Rb_2O回收率分别为67.93%和67.72%。矿石磨矿至粒度-74μm占50%时,酸性矿浆环境闭路试验和中性矿浆环境闭路试验所得精矿指标差异较大,精矿中Rb_2O品位分别为1.04%和1.21%,Rb_2O回收率分别为80.91%和79.10%。BK414与十二胺联合使用,在中性矿浆环境中可实现云母与长石的浮选分离。研究结果可为开发利用该类型含铷云母矿物提供参考。     

某氧化铅锌尾矿浮选工艺试验研究

针对某铅锌尾矿嵌布粒度细、氧化程度高、泥化严重的问题,进行了一系列浮选试验研究.采用硫化混合浮选的工艺流程,经过一粗五精三扫浮选,在磨矿细度-0.074 mm含量占95％条件下,选取最优参数进行闭路实验,最终获得铅品位15.05％、回收率为34.31％,锌品位39.23％、回收率为49.82％的铅锌混合精矿.     

浮选法脱除粉煤灰中未燃碳的研究

为提高粉煤灰资源化利用水平和有效保护环境,对广东坪石发电厂粉煤灰的粒度特性和未燃碳的粒级分布进行分析,并采用接触角测量仪分析未燃碳粒的表面疏水性,基于此进行浮选脱碳试验。试验结果表明:该粉煤灰粒度极细,<0.074 mm粒级产率约为89.81%,未燃碳粒接触角仅为21°,可浮性差;当柴油用量为10 kg/t、仲辛醇用量为3.5 kg/t时,浮选尾煤产率为73.85%,烧失量为4.89%,浮选精煤产率为26.15%,灰分为45.45%,发热量为14.34 kJ/kg,综合回收率较高。     

三产品煤泥分选分级机处理浮选尾煤的试验研究

以曙光选煤厂的浮选尾煤为研究对象,采用自行研制的三产品煤泥分选分级机,在6种不同结构的锥段下进行了煤泥分选试验。试验结果表明:三产品煤泥分选分级机可以回收浮选尾煤中的粗粒低灰精煤,同时还产生一个细粒溢流和高灰底流;在处理该浮选尾煤时,2号锥段优于其他锥段。     

煤泥絮团分选超净煤的试验研究

为探索处理动力煤选煤厂煤泥的新途径,以动力煤选煤厂煤泥为研究对象,分析了煤泥的性质、煤泥中矿物质的种类和嵌布特征,通过分步释放浮选试验考察了该煤泥的理论精煤产率和灰分,分析了煤泥经超细粉碎后分选超净煤的可行性。基于扩展DLVO（EDLVO）理论,论证了絮团浮选前采取高剪切搅拌的必要性,研究了高速搅拌对颗粒和药剂之间的促进作用。采用絮团浮选方法,对超细粉碎后的煤泥进行了超净煤分选试验,探讨了高剪切搅拌叶轮线速度、搅拌时间、煤泥粒度和非极性油用量与分选效果的关系。试验结果表明,只有在高速搅拌的情况下超细粉碎后的煤泥颗粒才能形成絮团,并且在与药剂作用后,降低了需要输入的搅拌功耗;高速搅拌还可以促进药剂的分散,从而增加药剂与煤颗粒的碰撞概率;若要达到较好的絮团分选效果,需要一定程度的搅拌强度和适当的搅拌时间。当粉碎平均粒度为4.70 μm、非极性油用量为135.24 kg/t、叶轮线速度为12.56 m/s、搅拌时间5 min时,分选出的超净煤灰分达到1.15%,产率为69.23%。     

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.