剥离黏液层改性污泥回用对污泥颗粒化过程的影响

胞外聚合物(Extracellular polymeric substances,EPS)的资源化回收已经得到了广泛研究,但关于剥离EPS后污泥就地回用至污水生物处理系统的研究甚少。通过对剥离黏液层改性后的污泥进行考察发现,改性后的污泥仍具有良好的微生物活性,具备较好的底物降解能力;且相较于原泥,改性污泥的胞外蛋白质与胞外多糖质量比[m(PN)/m(PS)]由1.37提升至1.84,Zeta电位绝对值降低了25.97%,絮凝性能提升,因此改性污泥可回用于污水生物处理系统,并改善其性能。进一步地,研究了改性污泥连续回用至DE型氧化沟系统对其性能及污泥性质的影响,结果表明,随着回用天数的增加,污泥的m(PN)/m(PS)升高,系统内污泥开始颗粒化,粒径大于200μm的颗粒污泥占比达到了30%以上,污泥颗粒化持续增强。因此,连续回用剥离黏液层改性污泥至DE型氧化沟系统,可以促使系统内污泥颗粒化,从而为连续流氧化沟系统的污泥颗粒化提供了新方法。

云南普洱某难处理氧化锌矿的选矿试验研究

针对云南普洱某含泥且含锌方解石的氧化锌矿,对原矿采取了直接浮选法、摇床重选处理后再浮选、磨矿后脱泥再浮选及磨矿前脱泥再浮选等不同的选别方法回收氧化锌。试验结果表明,对含泥量大的氧化锌矿采用直接浮选法,矿石难以选别;采用摇床处理后再浮选法,摇床过程锌损失较大,摇床作业回收率只有50.00%,导致锌总回收率只有40.50%;对原矿磨矿后脱泥处理后再浮选,锌的回收率较重选法提高了18.70个百分点;采用磨矿前脱泥后再浮选的选别流程,较之原矿磨矿后脱泥再浮选,锌品位及回收率分别提高了9.46个百分点和8.30个百分点。采用磨矿前脱泥的氧化锌浮选新工艺已经在工业上获得了成功应用,生产指标稳定,精矿锌品位达到37.21%,锌回收率达到64.97%。

百善煤的结构特征及可浮选性研究

针对百善选煤厂浮选精煤产率严重下降的问题 ,采用红外光谱 (FTIR)分析了该煤的内部结构特征及变质程度 ,通过浮选试验 ,研究了药剂制度 ,矿浆浓度 ,部分细泥脱除和添加分散剂等工艺措施对浮选精煤产率的影响 。

云南某红土型风化钛砂矿选矿工艺研究

在详细研究云南某红土型风化钛砂矿原矿性质的基础上,进行了多种试验室选矿工艺研究,弱磁—强磁—重选流程试验得到的钛精矿含TiO248.06%,回收率74.47%;弱磁—强磁抛尾后的粗精矿进行小型浮选闭路试验得到的钛精矿含TiO240.76%,回收率85.35%,选矿指标较好,为选厂的改造提供可靠的技术支持。

某氧化铅锌矿石工艺矿物学研究

某氧化铅锌矿石中,锌矿物有闪锌矿、菱锌矿、红锌矿、异极矿,铅矿物有方铅矿、白铅矿、铅矾、铅铁矾、磷氯铅矿。目前条件下,矿石中可回收的矿物为闪锌矿、菱锌矿、方铅矿、白铅矿。闪锌矿、方铅矿粒度细小,嵌布复杂,应适度细磨。矿石中含有铅矾、铅铁矾、磷氯铅矿等易泥化矿物,磨矿后应首先考虑脱泥。脱泥后优先浮选回收闪锌矿、方铅矿,浮选尾矿中的菱锌矿、白铅矿可使用硫化钠等药剂使其表面硫化,然后通过浮选回收,或利用其与脉石矿物的密度差异采用重选回收菱锌矿、白铅矿。

阴阳离子捕收剂反浮选褐铁矿试验研究

针对某褐铁矿性质相对较简单的特点,采用单一反浮选工艺选别褐铁矿。研究了脱泥、单一阳离子及阴阳离子联合等技术方案对反浮选指标的影响。试验结果表明,采用添加新型阳离子表面活性剂DTL脱泥、石灰活化含硅矿物、淀粉抑制铁矿物、油酸及十二胺联合使用的新工艺方案,取得了良好的分选指标。经脱泥和反浮选后,得到含铁品位为57.18%、铁回收率74.9%的褐铁矿精矿。

预先脱泥无压给料重介质旋流器高效分选新工艺

分析了传统重介质旋流器分选工艺的优缺点,提出了预先脱泥无压给料重介质旋流器高效分选新工艺;该工艺继承了传统工艺的优点,摒弃了缺点;在西曲选煤厂的应用表明,可提高选煤效率和精煤产率,获得更高的经济效益。

浮选入料脱泥池的研究与应用

针对潘一选煤厂高灰分、高泥化煤泥的特性,提出采用脱泥浮选工艺,由于传统小直径煤泥分级旋流器分级效果差,设计了一种新型浮选入料脱泥池,介绍了该脱泥池的结构、工作原理和特点；根据脱泥浮选试验结果,推导出了以上升水流平均速度为自变量的9个相关回归方程.

细泥对浮选的影响及解决方案

浮选入料细泥含量高会严重恶化浮选效果和浮选精矿脱水效果。解决问题的方案为预先脱出细泥 ,改善入料的粒度组成。通过分析 ,认为耙式浓缩机为较理想的脱泥浓缩设备 ,并指出了脱出细泥的处理途径。

对一种典型炼焦煤选煤厂煤泥水流程的评述

针对淮南矿业集团潘一选煤厂浮选煤泥水中小于0.03 mm细煤泥量大、灰分高的情况,在技改工程中采用了一种典型煤泥水流程,即脱泥浮选、浮选粗精煤再精选、两段精煤泥弧形筛串联脱水、循环水和滤液再次净化联合流程;生产试验数据证明了该流程的合理性和经济性。

提高某选厂钨细泥钨回收率的试验研究

某选厂钨细泥产品中,WO3在白钨矿、黑钨矿和钨华中的分布率分别为41.85%、58.06%和0.09%,其中90%的钨分布于30μm以下的粒级,且该钨细泥为白钨加温精选-摇床重选后的尾矿,若直接浮选选别难度较大。经试验研究,确定采用预先脱泥脱药—浮选工艺流程。结果表明,可从含WO34.14%的钨细泥给矿,获得WO3品位为35.20%、回收率为86.34%的钨细泥精矿。

某选铜尾矿脱泥设备研究与生产实践

某铜矿选矿厂为了稳定硫精矿的指标,参考类似铜矿选矿厂的生产实践,在选铜尾矿增设脱泥系统。为确保脱泥设备选型的可靠性,开展了选铜尾矿脱泥试验研究工作,最终确定了脱泥系统的设备选型。生产实践表明,选铜尾矿经脱泥后,浓硫酸消耗量下降41.33%,浮选时间延长34.67%,在稳定产出高硫精矿(含S≥47%)的基础上,回收率提高11.02%,浮选机跑槽现象减少,车间操作环境和卫生得到改善。

大型矿井动筛排矸系统的煤泥水处理

分析了大型矿井动筛排矸系统煤泥水的来源及水量情况,介绍了国内常用的煤泥水处理工艺,并对其优缺点和投资大小进行了分析,提出了合理选择煤泥水处理工艺的建议。

脱泥浮选工艺的实践与认识

以杏花选煤厂为例 ,较深入地分析了矸石易泥化、粘土含量大、水质又很软的选煤厂生产工艺系统所存在的问题 .通过对确定煤泥浮选最佳粒度组成的研究 ,制定出了脱泥浮选生产工艺流程 ,全面地改善了浮选、过滤、澄清及洗煤生产环节的效果 .明确指出 :煤泥浮选应有一个最佳的粒度组成范围 ;浓缩浮选、直接浮选、半直接浮选不适用于细泥含量高的选煤厂 ;脱泥浮选工艺具有普遍推广应用价值 ,适合于各类选煤厂 ;耙式浓缩机是理想的原矿脱泥设备 .

鸡西杏花选煤厂浮选工艺改造

杏花选煤厂针对原有浮选工艺存在的问题,在对浮选过程中产生的煤泥水分析的基础上,采用了原煤脱泥浓缩浮选工艺,取得了较好的经济效果。

提高某选矿厂细泥锡回收率的试验研究

对某选矿厂锡细泥进行了选锡试验研究,通过方案对比,确定采用脱泥、脱硫—浮锡的工艺技术方案,以硫酸为活化剂、丁基黄药为硫化矿捕收剂、YS为脉石捕收剂浮选脱泥、脱硫;以PS为脉石抑制剂、水杨酸和PZ为组合捕收剂浮选锡细泥,小型闭路试验结果:锡精矿锡品位13.57%、锡回收率82.14%,对原矿回收率6.57%,相对选矿厂锡细泥生产指标锡回收率提高了5.32%,经济效益显著。

内蒙古某钽铌尾矿回收锂云母工艺

内蒙古某钽铌尾矿中含有大量的锂云母矿物,脉石主要为长石、石英类硅酸盐矿物,矿石中的细泥(含原生细泥和磨矿产生的次生细泥)矿物制约锂云母浮选精矿品质的提高。对含LiO 1.02%的钽铌尾矿,采用尾矿脱泥-锂云母浮选(一次粗选、一次选扫)的工艺流程,浮选采用碳酸钠作为调整剂,椰油胺+MC-2组合作为捕收剂,最终获得锂精矿含LiO 5.02%,达到优质锂盐级标准;锂精矿对钽铌尾矿回收率为74.82%,有效实现了尾矿中锂资源的综合回收利用。

三产品重介质旋流器应用的探讨

阐述了三产品重介质旋流器采用有压与无压入料方式的优缺点以及无压工艺介耗高的原因,分析了脱泥入洗和粗煤泥分选设备同旋流器配合使用对分选效果的积极作用,总结出重介质旋流器用于分选重产物含量较多的原煤时,底流最大排放能力的计算式。

沉降过滤式离心脱水机在煤泥二次浮选、精煤泥两段回收系统中的工艺效果

在设有煤泥二次浮选、精煤泥两段回收生产系统的5座选煤厂中,对沉降过滤式离心脱水机进行了工业性试验,并计算出各项工艺指标,分析表明,该设备脱泥、降灰和脱水的工艺效果良好。

Study on the pre-treatment of oxidized zinc ore prior to flotation

The pre-treatment of zinc oxide bearing ores with high slime content is important to ensure that resources are utilized optimally. This paper reports an improved process using hydrocyclone de-sliming, dispersion reagents, and magnetic removal of iron minerals for the pre-treatment of zinc oxide ore with a high slime and iron content, and the benefits compared to traditional technologies are shown. In addition, this paper investigates the damage related to fine slime and iron during zinc oxide flotation, the necessity of using hydrocyclone de-sliming together with dispersion reagents to alleviate the influence of slime, and interactions among hydrocyclone de-sliming, reagent dispersion, and magnetic iron removal. Results show that under optimized operating conditions the entire beneficiation technology results in a flotation concentrate with a Zn grade of 34.66% and a recovery of 73.41%.