云南省某硅钙质胶磷矿正反浮选脱硅镁研究

针对云南某硅钙质胶磷矿的矿石特性,选用正反浮选工艺,通过正交试验探究捕收剂和抑制剂的用量,确定最佳药剂制度。在最佳药剂制度下采用正浮选脱硅(1粗2精2扫)—反浮选脱镁(1次浮选)—精选Ⅰ尾矿和扫选精矿合并1次扫选的流程,最终获得了P_2O_5品位28.76%、回收率82.59%的合格精矿。该研究成果可以为高效分选贫杂难选微细粒胶磷矿提供借鉴。     

浅谈反浮选脱硅增效剂在磷矿选别中的作用

针对某地高镁低品位磷矿,采用双反浮选工艺流程,在脱镁的基础上,添加少量脱硅增效剂,增强了硅酸盐杂质的疏水性,提高了硅酸盐杂质的可浮性,精矿P2O5品位可以从25.0%提高到28.0%以上,可以满足酸法用矿要求,为该矿开发利用提供了可靠依据.     

磷矿反浮选脱硅分批加药优化研究

在对宜昌某磷矿进行反浮选脱硅分批加药研究的基础上,对产品粒度不均匀、粗细混杂的磷矿进行了反浮选脱硅分批加药优化研究。结果表明:脱硅捕收剂的分批添加能够改善反浮选脱硅效果,提高精矿质量,但是分选效果并不是药剂添加次数越多越好。针对细粒脉石矿物添加六偏磷酸钠进行分散,针对粗粒脉石矿物添加煤油强化捕收,能有效提高反浮选脱硅效率,精矿P2O5品位由30.13%增加到31.87%,SiO2排除率由58.98%增加到70.72%,效果明显。     

高硅磷石膏浮选脱色提纯试验研究

采用反浮选脱色-正浮选脱硅工艺对某高硅磷石膏进行除杂增白试验研究。结果表明：采用反浮选脱色——粗两精正浮选脱硅流程，脱色药剂TC用量为500 g/t,正浮选粗选硫酸用量4000 g/t,正浮选粗选捕收剂603用量200 g/t,精选1、2分别添加硫酸1000 g/t,磷石膏品位从85%提升到97.23%,远高于磷石膏国标一级(≥90%)标准，回收率达87.27%;磷石膏白度从12.69提高到68.73。浮选过程中，可溶性杂质P、F、Na均由废水排出，各种有害杂质的含量也远低于国家标准一级品的限值。     

云南磷矿正浮选浮选药剂脱硅机制探讨

针对云南磷矿的特点,用油酸作为捕收剂、水玻璃作为抑制剂、碳酸钠作为介质调整剂,对硅钙（钙硅）质磷块岩进行正浮选脱硅,从矿石性质、浮选药剂及正浮选药剂脱硅机制方面对正浮选工艺进行了探讨,以期提高浮选药剂的选择性,达到提高磷精矿品位的目的.     

磷石膏脱硅试验探索

研究磷石膏浮选脱硅工艺技术,通过预先分级与浮选脱出磷石膏中的二氧化硅。研究表明,磷石膏细度大于0.025mm (>500目);捕收剂为G609用量为260g/t,作用时间2min;Na_2CO_3用量为2kg/t,作用时间2min;可以得到最终产品的二水硫酸钙含量98%～99%,其他杂质含量1～2%,浮选精矿产率最高可达80%左右,综合产率60%以上。     

磷石膏脱硅柱浮选工艺研究

针对云南高硅磷石膏综合利用的加工特性,研究了磷石膏浮选脱硅柱浮选工艺技术。通过循环压力、浮选液位、捕收剂用量及投矿量的实验获得了较佳的工艺条件,并在此基础上进行了72h连续性实验,获得的精矿中,w(二水硫酸钙)为95.48%、w(SiO_2)为2.53%,精矿产率为85.51%,二水硫酸钙回收率97.98%。     

胶磷矿脱硅研究现状概述

针对胶磷矿品位低、难选,尤其是主要脉石为石英等硅质矿物难以脱除的特点,总结重选分离、电选、浮选等磷矿脱硅工艺的研究现状,为胶磷矿脱硅富磷提供参考;介绍磷矿脱硅捕收剂和脱硅抑制剂的研究现状。     

沉积型胶磷矿脱硅新型捕收剂OTPH的合成及应用

本实验合成了一种新型硅钙质胶磷矿脱硅药剂OTPH[3-(辛硫基)丙酰肼],并比较了其与十二胺对沉积型硅钙质胶磷矿的脱硅性能,结果表明:OTPH比十二胺的选择性好,但捕收能力稍弱。以OTPH为脱硅捕收剂,通过双反浮选可将含P2O525.80%、MgO 2.85%和SiO215.23%的原矿富集成含P2O531.58%、MgO 0.72%、SiO211.83%的磷精矿,且P2O5回收率可达86.49%。     

昆阳300万t/a柱槽选磷流程改造研究

云南昆阳300万t/a柱槽联合浮选工艺流程处理的是钙质胶磷矿,采用的是单一反浮选流程,设计为一粗一精两个作业的开路流程,精选作业采用的是浮选泡沫自溢式的130m3浮选机,原生产中精矿品位和精尾品位难于同时达到要求,精矿品位和精尾品位波动较大。通过将开路流程改为半闭路流程,精选作业变得易于控制,在入选原矿品位、精矿品位相近的情况下,精矿产率提高了6.74%,回收率提高了9.14%。     

氯化钾正浮选过程中杂盐氯化钠浮出现象的实验研究

氯化钾正浮选的理论研究表明在利用盐酸十八胺浮选时氯化钠不应浮出,但在实际生产时杂盐氯化钠仍有浮出的现象,降低了氯化钾精矿产品的品质。针对氯化钠随氯化钾同步浮出的问题,从浮选母液中的钠离子、原料中的氯化钠颗粒、浮选过程的气泡夹带及盐颗粒间粘附干扰浮选过程等方面分别考察了氯化钠对氯化钾正浮选的影响规律。结果表明：无论浮选母液是否存在钠离子,氯化钾浮选收率的差异都不显著;但是,当氯化钠与氯化钾的颗粒混合浮选时, 氯化钾的收率明显降低;当通气量增大时,氯化钠收率持续增大,使得氯化钾产品品质下降;根据扫描电镜和能谱分析可知,光卤石水解后浮选得到的精矿中同时含有氯化钾和氯化钠颗粒。综合可知,浮选母液中的钠离子对氯化钾浮选的影响可忽略,但是氯化钠颗粒可通过在浮选时阻碍捕收剂与氯化钾颗粒的接触、与氯化钾晶体颗粒粘附等方式干扰氯化钾的正浮选过程,并且当通气量较大时气泡对氯化钠颗粒的夹带也是促使氯化钠浮出的一个因素。这些实验结果从原料赋存状态和浮选过程角度解释了氯化钾正浮选过程中氯化钠非正常性浮出的原因,可以为实际钾盐正浮选生产过程的工艺优化提供参考。     

云南某含锡多金属硫化矿选矿实验研究

对云南某含锡多金属硫化矿进行了工艺矿物学和选矿实验研究. 结果表明,矿石中铅锌品位低,铅、锌矿物相互交代、包裹,嵌布粒度不均匀,采用优先浮铅、再选锌的原则流程,利用铅矿物与锌、硫矿物间可浮性差异较大的特点,采用石灰、亚硫酸钠和硫酸锌抑制锌、硫,以乙基黄药为铅捕收剂优先浮选铅矿物,选铅尾矿用硫酸铜作活化剂活化闪锌矿选锌;锡矿物与黄铁矿、磁黄铁矿等矿物共生关系复杂,且嵌布粒度较细,选锌尾矿经脱硫浮选后采用重磁联合流程回收锡矿物. 通过闭路实验,得到含铅40.92%、银1610.53 g/t、铅回收率81.25%、银回收率77.03%的铅精矿,锌精矿含锌43.23%、回收率为85.92%,硫精矿含硫42.57%,作业回收率为87.65%,锡精矿含锡42.38%,作业回收率为59.29%.     

Estimation of air concentration in dissolved air flotation (DAF) systems using a simple predictive tool

Dissolved air flotation (DAF) has been used for several decades in water treatment systems. It is a unit operation for the separation of solid and semisolid (floc) particles from a liquid phase that has been used for the clarification of potable water. The removal is achieved by dissolving air in the water or wastewater under pressure and then releasing the air at atmospheric pressure in a flotation tank or basin. The increased dissolved air concentration in water at elevated pressure is the fundamental principle that allows the formation of microbubbles. In this article a simple predictive tool is developed to estimate air saturated concentration in dissolved air flotation (DAF) systems. Estimations are found to be in excellent agreement with reported data in the literature with average absolute deviation being around 0.5%. The tool developed in this study can be of immense practical value for process engineers to have a quick check of air concentration in dissolved air flotation systems (DAF) at various conditions without opting for any experimental trials. In particular, water practitioners and process engineers would find the proposed approach to be user-friendly with transparent calculations involving no complex expressions.     

华恒矿精煤浮选方案设计与实践

华恒矿业公司选煤厂为充分回收煤炭资源,优化选煤工艺,增设了煤泥浮选工艺系统,并根据粒度分析及分步释放浮选试验,确定采用旋流微泡浮选柱进行二次浮选;同时通过有效的改造措施解决了浮选系统运行初期出现的问题,选煤厂精煤产率提高,获得了较好的经济效益。     

浮选药剂乳化工艺的应用及效果

分析了马家沟矿选煤厂浮选生产的基本情况 ,论证了乳化浮选对该选煤厂的意义和适用性 ,阐述了浮选药剂乳化站的安装设计、施工和调试过程 ;项目实施后 ,浮选精煤回收率同比提高 1 .65 % ,吨煤药耗同比降低 2 5 %左右 ,全年经济效益超过 1 1 4× 1 0 6元。     

气浮塔处理含油废水的研究

在实验研究的基础上，结合单级气浮技术和多级板式塔理论，开发出两级气浮塔处理含油废水的新工艺，实现了塔釜一次曝气、多级气浮的分离。实验研究了气浮塔板的流体力学性能、布气性能及操作条件对废水处理效率的影响，结果表明二级气浮塔处理效果很好，是一种具有良好应用前景的新型含油废水处理装置。     

碳酸钠在云南胶磷矿正浮选中的作用效果探索

碳酸钠作为一种无机调整荆,在胶磷矿选矿中被广泛用作pH调整剂、脉石细泥分散剂、活化剂等.本文对云南胶磷矿进行了加与不加碳酸钠对比试验,结果表明:在相同的刮泡时间内,加碳酸钠浮选流程的精矿产事为81.04%、累积回收率为90.97%,而不加碳酸钠的两次纯水玻璃浮选工艺漉程试硷的精矿产率分别为70.49%和74.28%、累积回收率分别为80.07%和74.85%,说明碳酸钠在胶磷矿正浮选中的活化作用非常明显.     

大柴旦低品位硼矿富集研究

研究了一种提高青海大柴旦地区低品位硼矿品位的浮选方法。采用Y-ZS为调整剂、B-HW为捕收剂,经两次粗选、两次精选、一次扫选流程,可获得较好的浮选分离指标,可使硼矿B2O3品位由7.36%提高到17.21%,收率达到77.25%。     

磷矿选矿废水中浮选药剂的回收与水深度处理的研究

以国内某磷矿选矿废水为处理对象,采用“隔油—超滤—反渗透”工艺对其进行处理.研究发现,隔油工艺可有效回收水中近90％的浮选药剂,超滤膜可有效去除水中绝大部分与水发生乳化作用的浮选药剂,反渗透可进一步去除选矿废水中的残余浮选药剂和离子.实验结果表明,处理后的选矿废水,产水可以满足排放水的要求,同时回收了大部分的浮选药剂.     

影响旋流微泡浮选柱工作的因素分析

介绍了旋流微泡浮选柱的工作原理及结构,分析了影响其工作的各主要因素,为更好的使用旋流微泡浮选柱提供依据。