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。     

低铝硅比堆积型细泥铝土矿活化浮选脱硅研究

研究了低铝硅比堆积型细泥铝土矿的浮选脱硅, 结果表明: 堆积型铝土矿矿泥量大, 传统处理沉积型铝土矿的药剂制度对低铝硅比堆积型铝土矿分选效果不佳。采用新型活化剂TK, 大幅提高了铝矿物回收率, 成功实现了低铝硅比堆积型铝土矿的浮选脱硅。对于铝硅比为3.23的云南某堆积型铝土矿, 经浮选脱硅, 可以得到铝硅比为9.24、Al₂O₃回收率为69.91%的精矿。     

充填介质对柱选铝土矿浮选行为的影响研究

以河南某铝硅比为1.92的铝土矿为研究对象, 利用添加自主设计的“十字型”充填介质的实验室型逆流浮选柱, 考察了不同规格充填介质对铝土矿浮选精矿指标和粒度分布的影响, 并且探究了浮选过程中充填介质对矿物颗粒在浮选柱内部轴向分布的影响规律。研究结果表明, 通过在传统逆流浮选柱内部添加“十字型”充填介质, 使柱内流态向“柱塞流”发展, 强化浮选柱轴向粒度分布差异性, 有利于10~38 μm微细粒级矿物回收, 提高铝土矿浮选指标。充填介质高度60 mm时浮选柱浮选效果较为优异, 经过一段开路浮选作业, 可获得Al₂O₃品位59.29%、铝硅比11.83的铝土矿精矿, 较无充填条件下铝硅比提升较大。     

新型充气旋流微泡浮选柱结构介绍与分选效果研究

介绍了新型充气旋流微泡浮选柱的基本结构和分选原理,指出了新型充气旋流微泡浮选柱的优点。利用充气旋流微泡浮选柱与普通浮选柱进行了对比分析试验,结果表明,在相同的参数条件下,新型充气旋流微泡浮选柱的精煤产率提高了0.57个百分点,尾煤灰分升高了5.03%,有效避免了粗颗粒的跑粗现象,提高了浮选效果,为现场应用及后续设计提供参考。     

充气旋流微泡浮选柱高浓度煤泥水分选效果适应性研究

针对传统浮选柱对高浓度煤泥水处理效果不佳,难以适应较高浓度浮选,且对低灰粗粒精煤的回收效率较低等问题。采用新型充气旋流微泡浮选柱对其进行处理,对充气旋流微泡浮选柱在高浓度煤泥水条件下进行分选试验研究。分析结果表明浓度的增高有助于低灰粗精煤的回收。     

旋流静态微泡浮选柱用于金川镍矿的可行性研究

旋流静态微泡浮选柱是一种新型高效柱式分选设备,由于其具有高选择性和强回收能力,目前在金属矿分选方面获得了日益广泛的应用。本文通过分析金川镍矿和旋流静态微泡浮选柱的特点,论证了旋流静态微泡浮选柱应用于金川镍矿浮选提高镍铜回收率的可行性。     

微细粒高岭石对铝土矿浮选精矿质量的影响

研究微细粒高岭石的浮选行为。高岭石的粒度越细 ,可浮性越好 ,并且微细粒矿物易机械夹带上浮 ,降低了铝土矿正浮选脱硅的分选效率 ,使细磨分选时精矿铝硅比降低。强化微细粒的抑制是提高精矿质量的有效途径     

浮选柱分选-0.18mm细粒煤泥的实验室试验和工业应用

对古城选煤厂-0.18mm煤泥的浮选机和旋流微泡浮选柱进行了对比试验,试验结果表明,在细粒煤泥分选方面,旋流微泡浮选柱比浮选机更具有一定的优势,FCMC-4500型旋流微泡浮选柱在古城选煤厂取得了良好的工业应用效果。     

山西岢岚铝土矿选矿试验研究

山西岢岚铝土矿是一水硬铝石型的低品位铝土矿,有用矿物与脉石矿物共生关系密切,分选难度较大。通过工艺矿物学研究和选矿实验,针对铝硅比为4.14的原矿,采用"选择性磨矿-正浮选"的工艺流程,正浮选采用新型捕收剂ZMC-3,经一粗二精二扫的工艺流程,获得了铝硅比为9.27、氧化铝回收率为72.60%的精矿。试验获得的精矿指标较好,达到了拜耳法炼铝的要求。     

矿用旋流-静态微泡浮选柱的分选原理及参数控制

矿用旋流-静态微泡浮选柱是一种新型高效分选微细粒物料的浮选设备，其影响分选指标的工作参数很多。本文主要讨论了矿物解离度、矿浆浓度和循环泵压力对浮选柱分选指标的影响。此外，简要讨论了浮选柱在选矿回路中的工艺配置问题。     

焙烧对高砷白烟灰中铜浸出率的影响及其热力学分析

将火法炼铜所得含砷高达22%的难溶性白烟灰进行氧化焙烧处理, 然后用稀酸对铜进行浸出试验, 考察了焙烧时间和焙烧温度对铜浸出率的影响, 并对其热力学性质进行了分析。试验结果表明, 用2 mol/L的H₂SO₄以4∶1的液固比对白烟灰直接浸出, 铜的浸出率为45%;在焙烧温度500 ℃以上焙烧1 h, 用1 mol/L的H₂SO₄在相同条件下浸出, 可以使白烟灰中铜的浸出率达到98%, 同时, 可回收白烟灰中95%以上的三氧化二砷。对相关氧化反应的热力学数据进行分析计算表明, 焙烧后铜的化合物变成了易浸出的氧化物或硫酸盐, 因而浸出率提高。     

锥盘旋流澄清器澄清性能研究

为解决传统煤炭矿井水处理工艺成本高、设备占地面积大等问题,提出并设计了一种锥盘旋流澄清器,采用CFD技术对锥盘旋流澄清器内部流场进行了数值模拟,研究进料速度和锥盘插入深度对其澄清性能的影响,并进行了试验验证。结果表明:在一定范围内,增大锥盘插入深度,可以适当增加湍动能,从而提高澄清性能;适当增大进料速度也可增加湍动能,但是进料速度超过1.6m/s时,湍动能过大,对絮体扰动作用过大,反而不利于澄清性能的提高。当进料速度为1.6m/s,锥盘插入深度为400mm时,固体悬浮物去除率可达92.1%,浊度去除率可达59.8%。     

响应曲面法优化金精矿生物氧化渣非氰浸金过程

采用单因素法和响应曲面法对活性炭-硫氰酸铵浸出金精矿生物氧化渣过程进行优化研究。结果表明,在硫氰酸铵浸金过程中加入活性炭能进一步提高金浸出率; 金浸出率随硫氰酸铵浓度和pH值增加而升高、随着活性炭添加量增加先升高后降低; 硫氰酸铵浓度和pH值的交互作用对金浸出率影响明显,各因素对金浸出的影响程度为:硫氰酸铵浓度>pH值>活性炭添加量; 在硫氰酸铵浓度0.85 mol/L、pH=11.58、活性炭添加量3.37 g/L的适宜工艺条件下,金浸出率预测值为93.93%,平均实验值为94.00%,二者误差值仅0.07%,模型能够对金浸出率实现准确地分析和预测。     

电热还原高岭土制取铝硅合金的研究

介绍以高岭土，烟煤为主要原料，电热法制取铝硅合金的试验结果，试验采用的主要设备为１００ｋＷ直流矿热电弧炉，试验中研究了电炉参数，炉料配比，合金成发，金属收率等，试验结果表明，采用合适的炉料配碳量，以高岭土，烟煤为原料，电热法生产高品位铝硅合金是可行的，可以生产含铝６０％左右的合金，金属收率达到８０％，文中还讨论电参数，配碳量，生产操作等对炉底上涨的影响及抑制炉底上涨的措施。     

钼铅分离废水中有机抑制剂的光降解及废水回用试验

针对钼铅分离抑制剂在废水中残留导致回水利用困难的问题，将光敏感型抑制剂LM应用于钼铅分离，并进行了分离废水中抑制剂的降解动力学研究。采用光照降解，分别研究了太阳光照射、紫外光照射等不同光源对降解率的影响。结果表明，太阳光与紫外光光源均能激发LM抑制剂的分解程序，最终降解率均能达到99.9%以上。进一步研究了不同pH值对钼铅分离废水中LM抑制剂的降解影响，结果表明酸性环境下降解率加快。经过浮选试验验证，与清水相比，光降解后的选矿废水钼铅分离指标基本一致，因此可以直接回用，采用该抑制剂有利于钼铅分离的清洁生产与节能减排。      

膜法回收稀土冶金过程中废酸的可行性研究

对用减压膜蒸馏法及扩散渗析法回收稀土冶金过程中的废酸(盐酸及硫酸)的可行性进行了研究。结果表明, 减压膜蒸馏能回收稀土氯化物溶液中高达80%的游离盐酸, 且由于对稀土离子的截留率一般大于98%, 在减压侧能回收得到较纯的盐酸溶液; 扩散渗析法也能有效回收硫酸稀土溶液中的硫酸, 在实际操作时控制硫酸回收率为70%～80%, 水料流量比在1左右较为合适; 采用减压膜蒸馏与扩散渗析的集成膜法回收硫酸稀土溶液中的硫酸, 对稀土离子的截留率基本无影响, 但增大了回收液的硫酸浓度, 大大减少了扩散渗析的处理量, 而浓缩倍数越大效果越明显。     

粉煤灰中氧化铝浸取模型的建立

从粉煤灰中浸取氧化铝的工艺参数入手,对氧化铝浸取模型建立进行了研究.通过正交试验分别构建Na₂CO₃溶液与自粉化料比、Na₂CO₃溶液浓度、浸取温度、浸取时间等因素对氧化铝浸取率影响的回归方程,确定各因子相关系数,建立浸取过程的数学模型.检验结果表明,该数学模型对不同品质的粉煤灰具有较好的适应性,实验误差在5％以内,具有一定的可信度.应用模型可以进行最佳工艺参数设置,提高工程放大倍数,减少试验工作量,降低研究开发成本.     

Estimation of flotation kinetic parameters by considering interactions of the operating variables

In this study, the classical first-order kinetic model was combined with a properly built statistical model based on a factorial experimental design, in order to accurately predict the rougher flotation efficiency for various flotation conditions. A three-level, three-factor experimental design was used to develop a statistical model to predict each of the kinetic model parameters as a function of the air flow rate, the feed grade and the froth thickness (or the pulp level). The statistical evaluation of the experimental results indicated that the ultimate recovery, the rate constant and time correction factor are not constant but each of these kinetic model parameters can be defined as a function of the variables considered. Furthermore, the rate of change in the kinetic parameters due to the feed grade fluctuation and their effects on the metallurgical performance can accurately be predicted by using the models developed. Thus, in order to reduce the detrimental effect of the feed grade fluctuations on the metallurgical performance, the operating variables of the flotation can be manipulated to obtain the desired concentrate grade. In addition, predictions with an error of less than 3.3% indicated that the versatility and viability of the classical first-order kinetic model could be improved by using the models developed.     

黄铜矿分支浮选动力学研究

针对黄铜矿进行分支浮选动力学研究,考察了捕收剂用量、黄铜矿粒级、减少药剂用量等方面对黄铜矿回收率的影响规律。结果表明:采用分支浮选流程可以大大减少药剂用量,提高黄铜矿浮选速率和回收率,这是因为第一支浮选泡沫产品加入到第二支原矿中,残余药剂继续发挥作用,总体药剂用量可减少1/3,并且,由于第一支浮选泡沫产品大大改善了第二支浮选原矿的矿浆环境,更有利于浮选,回收率明显升高。用浮选动力学对浮选过程进行模拟发现,分支浮选速率常数高于常规浮选,说明分支浮选速度比常规浮选更快。     

锂电池正极废料选择性解离与高效分选技术研究

采用机械力和温度耦合作用的解离技术,通过调控选择性解离工艺参数,使正极材料脱落,同时铝箔球化。结果表明,喂料电机频率40 Hz、循环风机频率40 Hz、解离设备频率50 Hz时,选择性解离效果较好,-1.7+0.075 mm粒级铝箔实现球化,-0.075+0.048 mm粒级和-0.048 mm粒级正极材料颗粒表面粗糙,被有机黏结剂包裹,最终得到正极片解离率为96.35%、正极材料单次回收率为94.95%、Al杂质含量小于0.15%的指标。基于机械力和温度耦合的选择性解离技术能够实现正极片的高效分离分选,缩短电池处理流程,实现金属高效富集。