云南某含碳低磷中镁高硅磷矿浮选实验研究

云南某磷矿呈深灰色,矿石中含有无机碳源(石墨),w(P_(2)O_(5))为19.50%,w(MgO)为3.48%,w(SiO_(2))为30.41%,属低磷中镁高硅磷矿。采用一次脱碳浮选、一次脱硅粗选,一次脱硅扫选,一次脱镁浮选、脱硅扫选中矿返回脱硅粗选的闭路工艺,可以得到精矿w(P_(2)O_(5))为28.81%,P_(2)O_(5)回收率为57.75%的选别指标,实现了该类磷矿资源的有效回收,为同类矿产资源回收利用提供了借鉴。

煤矸石浮选脱碳的工艺研究

针对目前高铝煤矸石提取氧化铝技术受到高含碳量影响成本高和污染大的问题,基于煤矸石脱碳的目的,对煤矸石的样品进行了磨矿细度和烧失量试验,试验发现存在一部分煤呈微细粒嵌布在煤矸石中。对不同磨矿时间的煤矸石进行了浮选试验,并对在16min时的浮选尾矿进行筛分分析,发现提高浮选入料中细粒级的含量并采用多级浮选可有效降低浮选尾矿的烧失量。据此展开了3种不同的磨-浮工艺的试验研究,并将试验结果进行对比分析,找到了一种最佳的磨-浮工艺,大大地降低了高铝煤矸石的回收利用成本并且经济效益显著。

粉煤灰浮选脱碳工艺系统设计及优化

介绍了湖南某粉煤灰浮选脱碳处理厂工艺系统的设计、存在的问题、优化措施以及实际应用效果。

粉煤灰(浮选)脱碳项目优化设计运行研究

本文主要介绍了粉煤灰(浮选)脱碳项目的工艺流程、设备选型设计参数、检测分析参数、运行改造完善措施,供同行参考。

Texaco气化炉灰渣理化特性与脱碳研究

为提高煤气化灰渣使用效率,实现资源利用最大化,以Texaco气化炉产生的灰渣为研究对象,通过粒度分析、可燃物测定、XRD、SEM等分析手段,研究粗、细渣样粒度组成、含量嵌布、烧失量、表面微观形貌等特性;并进行了浮选脱碳试验研究。结果表明,细渣残碳含量明显高于对应粗渣中的残碳含量,细渣全部粒级与粗渣中部分粒级烧失量较高,具有脱碳的意义,可通过选矿方法进行碳的二次富集;灰渣中未燃尽煤粒表观为碎片状等不规则形状,同时其表面生成了以中微孔为主的发达的孔隙结构;常规浮选药剂对灰渣脱碳有一定的效果但可燃体回收率较低,采用超声波预处理能够改善浮选结果,达到脱碳的目的。

旋流静态微泡浮选柱的应用

旋流—静态微泡浮选柱是目前应用广泛的固液分离设备之一,主要用途包括浮选精煤、粉煤灰脱碳、有色金属选矿等。由于浮选柱的结构更好地适应了细粒甚至微细物料高选择性分选技术的发展,可以改善选矿工业细粒和微细粒矿物回收效果不好的难题,提高资源回收利用率,得到了越来越广泛的应用。

山西某高硫铝土矿脱碳脱硫试验研究

针对山西某地区高硫铝土矿中碳和硫含量高的问题,研究开发了高硫铝土矿脱碳脱硫技术。针对C含量为0.87%、S含量为1.58%、Al_(2)O_(3)含量为65.91%,A/S为11.79的高硫高铝硅比铝土矿,采用“预先浮选脱碳”+“一次粗选一次精选两次扫选浮选脱硫”工艺流程,可得到产率为86.77%、C含量为0.46%、S含量为0.25%、Al_(2)O_(3)含量为68.63%、A/S为12.73的铝精矿,和产率为6.64%硫尾矿及产率为6.59%的脱碳泡沫产品。通过脱碳脱硫方法实现了该地区高硫高铝硅比铝土矿的有效利用。

Vanadium recovery from stone coal through roasting and flotation

A new process for vanadium recovery from stone coal by roasting-flotation was investigated based on the mineralogy. The process comprised four key steps： decarburization, preferential grinding, desliming and flotation. In the decarburization stage, roasting at 550 ℃ effectively avoided the negative effect of the carbonaceous materials in raw ore and generation of free CaO from calcite decomposition during roasting. Through preferential grinding, the high acid-consuming minerals were enriched in the middle fractions, while mica was enriched in the fine and coarse fractions. Through flotation, the final concentrate can be obtained with V2O5 grade of 1.07% and recovery of 83.30%. Moreover, the vanadium leaching rate of the final concentrate increased 13.53% compared to that of the feed. The results reveal that the decarburization by roasting at 550 ℃ is feasible and has little negative impact on mica flotation, and vanadium recovery from stone coal is conducive to reducing handling quantity, acid consumption and production cost.

河南某难选硫铁矿石选矿工艺研究

河南某难选硫铁矿石性质复杂,现场原采用单一浮选工艺处理,仅能获得硫品位30.25%、回收率84.27%的硫精矿。为给现场工艺改造提供依据,进行了浮选、摇床重选、弱磁—浮选、预先重选—弱磁选—浮选等探索试验,推荐应用预先重选—弱磁选—浮选的联合流程来处理该硫铁矿石,可以获得硫品位35.05%、硫回收率90.65%的精矿指标,与原工艺指标相比,硫精矿硫品位提高了4.8个百分点、回收率提高了6.38个百分点,试验结果可作为选矿厂流程改造的依据。