正浮选法钾肥生产工艺中杂盐脱除技术研究

针对近年来盐湖钾肥生产中钾矿品位不断下降而导致钾肥品质不合格的问题,对正浮选法生产钾肥过程中的杂盐脱除技术进行了研究。通过对马海钾肥产品进行组分、粒级和体积质量分析,得出钠盐和硫酸盐为影响钾肥品质的主要因素;在此基础上设计出了兼有重选和浮选作用的杂盐分离器,有效脱除了杂盐,使钾盐成品品位提升了4%～8%,不溶物质量分数下降了1%～3%。该项技术能有效脱除钾盐生产中的各类杂盐,对于进一步高效开发类似盐湖资源、提升盐湖经济效益具有示范意义。     

中低品位胶磷矿常温正反浮选试验

远安磷矿属于中低品位硅钙质胶磷矿,且磨矿后有用矿物与脉石矿物在各粒级中分布较为分散,适宜采用常温正反浮选工艺处理。通过条件试验确定了适宜的工艺参数,即磨矿细度-0.074mm质量分数占87.81%,正浮选碳酸钠用量6.0kg/t,水玻璃用量6.0kg/t,捕收剂RC-10用量0.9kg/t,反浮选硫酸用量15.0kg/t,RC-10用量0.4kg/t。采用常温正浮选1粗1精1扫、反浮选1粗1扫工艺处理P2O5品位21.86%的远安磷矿,可获得最终精矿P2O5品位30.95%、P2O5回收率90.51%、MgO质量分数0.80%的闭路选矿指标,倍半氧化物(Al2O3+Fe2O3)质量分数由原矿的7.50%降低至2.82%,精矿品质得到了较大的提升。浮选产品的各粒级组分质量分数分布结果表明:捕收剂RC-10对0.038mm以上粒级具有较强的浮选性能,进一步提高磷矿资源利用率的关键在于微细粒浮选技术的改进。     

正反浮选富集低品位微细粒级重介质分选磷尾矿

为了富集宜昌磷矿重介质分选产生的低品位微细粒级磷尾矿,对其进行了多元素分析及粒度分析,-0.038mm粒级质量分数达到80%以上,原矿品位P2O5为14.23%,MgO质量分数为4.44%,SiO_2质量分数为28.11%,因此该磷矿属于微细粒级硅钙质低品位磷矿。试验考察了浮选矿浆质量分数、搅拌强度、药剂制度、浮选流程对浮选指标的影响。结果表明,在浮选矿浆质量分数为24%,搅拌转速为2000r/min时,经过常温正浮选1次粗选2次精选1次扫选,反浮选1次粗选1次扫选,中矿顺序返回闭路流程试验,得到了磷精矿P_2O_5品位28.07%、回收率83.20%的浮选结果;正浮选尾矿品位降至5.28%,反浮选尾矿品位降至1.34%。有效回收了宜昌磷矿重介质分选产生的低品位微细粒级胶磷矿,减少了资源损失。     

柱槽联选在云南钙质胶磷矿选别中的工业应用北大核心

云南磷化集团昆阳450万t/a浮选厂对低能耗、易调控的柱槽联选工艺进行了工业生产应用探索,在入选原矿P2O5品位为20.9%、MgO质量分数为5.5%的情况下,经过一次粗选一次扫选作业,精矿P2O5品位可以达到≥29.5%、MgO质量分数≤0.8%、回收率≥72%。该技术在钙质胶磷矿产业化生产中的成功应用,为合理开发利用云南中低品位胶磷矿打下了坚实基础。     

黄麦岭锰质磷灰岩除镁降锰选矿研究与实践

<正>浮选黄麦岭磷矿获得的磷精矿P2O5品位在33.5%以上,但MgO及MnO2质量分数之和高达3.0%以上,影响下游产品磷酸、磷铵的生产。为了降低MgO及MnO2的质量分数,对正浮选磷精矿进行了反浮选研究。添加稀磷酸和硫酸至正浮选磷精矿浆中,将矿浆pH值由9.5调整至5.0,进行反浮选,获得的磷精矿P2O5品位在34%以上,MgO、MnO2质量分数之和降至1.8%以下,明显提高了磷精矿产品的质量。     

反浮选法从盐湖低品位钾光卤石矿中脱除石膏杂质的工艺研究

以察尔汗盐湖产出的低品位钾光卤石为原料,测试了钾光卤石的化学组成和物相组成,采用GFR705浮选药剂,研究了浮选介质、矿浆质量分数、药剂加入量、浮选时间等工艺条件对脱除石膏杂质的影响,结果表明反浮选工艺可以将低品位钾光卤石中的石膏脱除85%以上,脱钙后光卤石中的K+品位提高了30.84%,以脱钙光卤石为原料可以制取纯度95%的氯化钾产品,该工艺具有较好的工业应用前景。     

高灰细泥对煤泥水处理系统的影响

分析了升平煤矿选煤厂煤泥粒度组成,发现浮选入料中高灰细泥含量高,增加了煤泥脱水的难度。在论述颗粒直径与浮选特性、药剂消耗关系的基础上,对选煤厂浮选精煤粒度组成进行了分析,说明细粒煤对浮选精煤污染严重。浮选入料细粒煤泥过多造成了选煤厂滤饼水分、滤液浓度高,煤泥水性质恶化,过滤机吸料差,处理能力低,并针对上述问题,将原有PG78-8圆盘真空过滤机更换为GPJ-96加压过滤机对选煤厂进行了改造。改造完成后,GPJ-96加压过滤机的入料质量分数和滤液质量分数均低于PG78-8圆盘真空过滤机,且滤饼质量分数远大于PG78-8圆盘真空过滤机,可见GPJ-96加压过滤机煤泥压滤效果较好;GPJ-96加压过滤机的固体产率由原来的61.53%增加到67.06%,脱水率由原来的92.34%增加到94.86%,降低了循环水浓度,有利于生产的稳定进行。     

洗煤生产中存在的问题及改进措施

对洗煤生产中存在的洗煤能力与浮选能力、压滤能力不配套的问题进行了分析,从工艺、设备及技术改造方面提出生产合格质量精煤的措施,改造后入洗原煤为105t/h,精煤水分≤15%,精煤的回收率对易选煤达到75%。     

提高光卤石矿半自磨效率的实践

在使用井下开采出来的光卤石矿为原料,采用半自磨—冷结晶—正浮选工艺生产钾肥的生产过程中发现,半自磨机的效率是制约后续分解结晶和浮选效果的重要因素,也是阻碍系统产能提升的一个关键点。为了提高磨机处理能力和KCl回收率,在保证磨机正常运转的前提下,采取了降低磨机给矿粒度、调整磨机填充率、钢球配比以及改变磨机前端母液结构等手段,使磨机的处理能力由120t/h提升到150t/h,并且使磨矿产品中+0.25mm粒级质量分数下降了约10%,有利于光卤石在结晶器中分解结晶,降低了预先抛尾的损失,系统KCl回收率提高了2%,钾肥平均产量增加60t/d。     

低品位萤石尾矿回收萤石试验研究

浙江金华某萤石尾矿中萤石质量分数为13%,嵌布粒度细,石英、长石等脉石矿物质量分数高。为高效回收该尾矿萤石资源,采用分级—浮选试验流程,粗粒级(+0.020mm)矿石采用常规浮选工艺,细粒级(-0.020mm)矿石采用疏水聚团浮选工艺,分别获得了CaF2品位为96.65%的制酸级和品位81.10%的冶金级萤石精矿,总回收率达76.80%,实现了资源的综合回收。