油水分离技术的研究进展

综述了含油废水的定义､油的存在形态､油水分离技术以及吸油材料的研究进展。油水分离技术包括物理分离法､化学分离法､物理化学分离法以及组合工艺等。阐述了各种油水分离技术的基本原理､流程和特点,综合比较分析发现,应依据含油废水中油品的性质及存在形式选择合适的油水分离技术,并且兼顾经济效益。组合工艺是油水分离的发展趋势;高性能低成本油水分离材料以及油水分离设备的研发是未来油水分离技术发展的重点。

金矿选矿技术研究进展

为助力国内金矿选矿技术攻关,实现金矿资源的高效、合理化开发利用,通过梳理国内金矿资源分布情况及典型黄金矿山的重选法、浮选法、联合工艺和预处理选矿工艺的研究现状,针对性地总结了含碳高砷、高硫、难处理金矿的研究方向,为实现难选金矿资源的高效、合理化开发利用提供了思路。

基于移动端的方药离合实训平台设计与实现

针对中医药高等院校学生在学习方剂学过程中存在的知识点众多、识记量大、兴趣度不高和日常练习困难等问题,通过调研分析,设计一种基于Unity仿真技术的移动端方剂学方药离合实训平台。该平台前端主要采用Unity框架构建功能模块,选取JWT进行轻量级身份验证,并应用RBAC思想实现权限管理;后端业务逻辑在使用SpringBoot框架的基础上,通过Java语言编写。为了保证系统响应速度及交互效果,融合MySQL、Redis、ElasticSearch三种体系架构的优点,构建了一套性能高效且便于移植的数据库机制。所设计平台实现了知识点内容学习、笔记收藏、错题集、方剂分类练习、用户在线PK、积分排行榜等功能。经过中医药相关专业学生的验证及使用,验证了该平台能够有效地利用碎片化时间,随时随地学习和测试用户对于方剂学知识的掌握情况,达到了提高自身学习效率的目的。

弓长岭某磁铁矿高效制备超级铁精矿研究

超级铁精矿作为一种高附加值的新型材料,具有巨大的发展潜力。弓长岭某磁铁矿TFe品位45.62%,SiO_(2)是其主要的脉石成分,含量为33.21%,有害元素P、S含量较低。矿石中的铁主要赋存在磁铁矿中,占全铁的95.05%。矿石中磁铁矿粒度较粗,主要分布在+0.074mm,分布率为82.37%。磁铁矿主要以单体形式产出,部分微细粒石英以包裹、反包裹和细脉状嵌布于磁铁矿中,较难完全解离。为实现该矿石的高值化利用,开展了超级铁精矿制备工艺研究。结果表明,采用阶段磨矿—阶段磁选—反浮选工艺处理该磁铁矿石,在一段磨矿细度为-0.074mm占65%、二段磨矿细度为-0.025mm占90%、反浮选工艺中粗选和精选的捕收剂用量均为25g/t的条件下,可以获得TFe品位72.35%、回收率为81.03%、SiO_(2)含量为0.17%、酸不溶物为0.19%、其他杂质含量微量的高品质超级铁精矿,以及TFe品位71.37%、回收率为6.07%的高纯铁精矿和TFe品位60.26%、回收率为6.71%的普通铁精矿,为磁铁矿的高附加值和梯级化利用提供了技术依据。

低品位胶磷矿重选中矿浮选试验研究及重浮联合分选工艺

低品位胶磷矿经强化离心重选抛尾后得到了部分合格精矿,但其重选中矿的量仍然较大、品位仍然较高。为更充分地回收磷矿,基于对重选中矿的元素组成、矿物组成和嵌布情况分析,进行了浮选试验,并通过FTIR分析了反浮选的机理,最后将强化离心重选与浮选研究结果加以整合,确定采用重浮联合工艺。研究结果表明:重选中矿的P_(2)O_(5)品位为17.12%,主要矿物为磷灰石、白云石和石英,其细粒级解离相对较充分,但粗粒级(>0.074mm)仍有部分未解离。对重选中矿进行磨矿后浮选,正浮选中随着碳酸钠用量的增加,精矿品位逐渐上升、产率逐渐下降,随着捕收剂ZF-1用量的增加,精矿产率不断上升、品位不断下降,两者最佳用量分别为3.0,1.5kg/t,此时精矿产率和品位分别为67.81%和21.41%;反浮选中随着硫酸用量的增加,精矿产率不断下降,品位则先升高而后趋于稳定,随着捕收剂ZF-2用量的增加,精矿产率不断下降,但下降速度逐渐减小,精矿品位则先升高而后趋于平稳,两者最佳用量分别为5,0.9kg/t,此时精矿产率和品位分别为60.49%和26.97%。FTIR测试发现,最佳试验条件下ZF-2与胶磷矿未发生CO_(3)^(2-)明显吸附,而在白云石表面则发生了化学吸附,并对白云石本身的起到了良好的遮蔽效果,因而起到了反浮选脱除碳酸盐类矿物的目的。将重选与浮选整合,得到重浮联合的最终精矿和最终尾矿,产率和品位分别为39.06%和25.12%,60.94%和8.51%,整体效果良好。

新疆某锂钽铌铍多金属矿选矿试验研究

对新疆某锂品位0.68%的锂钽铌铍多金属矿进行了选矿试验研究。工艺矿物学研究结果表明,该矿石中锂矿物以锂辉石为主,钽铌矿物含量较低。采用磁选-重选回收钽铌、浮选回收锂的工艺流程,可得到Ta_(2)O_(5)品位17.110%、Nb_(2)O_(5)品位19.670%,回收率分别为41.69%、42.63%的钽铌精矿和Li2O品位5.12%、Li2O回收率75.21%的锂精矿。

磁场强化非均相分离技术的工业应用进展

概述了磁场分离技术在分离多相混合介质中的研究和应用进展,对磁场分离技术的应用原理和分离优势进行了分析。根据混合相内的介质类别,分别针对固、液、气不同应用领域,介绍了磁场分离工艺在矿物精选、污水处理、气体除杂中的典型应用,并分析了相应运行工况下的磁场排布规律和介质分离特性。从组合工艺的研究视角出发,总结了磁场分离技术与气浮分离技术、膜分离技术、旋流分离技术的耦合应用现状,并分析了上述组合工艺的技术特点、运行成效。为拓宽磁场分离技术的适用范围,讨论了磁种在磁场分离工艺中的辅助应用,以强化该技术对无磁性介质的分离。

复杂难选锡铁矿分离技术研究进展

随着锡铁需求量的不断增加,优质锡铁矿资源日益减少,复杂难选锡铁矿的锡铁高效分离成为了当前的研究热点。复杂难选锡铁矿中锡主要以锡石的形式存在,而铁主要以赤铁矿、褐铁矿和磁铁矿的形式存在,且锡铁共伴生关系紧密。本文综述了复杂难选锡铁矿中锡铁分离技术的研究现状,主要包括选矿分离技术、火法冶炼技术和选冶联合技术。未来,针对不同复杂锡铁矿的特点,可以考虑梯度回收各有价组分;同时,应加强对选冶联合分离锡铁新技术及机理的研究,充分发挥联合工艺的优势,简化工艺流程,降低成本。

山东某氰渣综合回收铁试验研究

山东某黄金选冶厂氰渣中主要有价元素为铁,品位为20.29%,矿物主要以磁铁矿、褐铁矿、硅铁矿形式存在。因该氰渣嵌布粒度微细,且褐铁矿理论含铁偏低,为了尽可能获得高品位铁精矿,开展了选矿试验研究。试验结果表明:采用弱磁粗选—强磁粗选—摇床精选联合工艺流程可实现铁资源的回收利用。若将弱磁精矿、摇床中矿、摇床精矿合一可获得铁品位为59.27%、铁回收率为48.01%的铁精矿;若将弱磁精矿、摇床精矿合一,可获得铁品位为61.21%、铁回收率为46.66%的铁精矿。

陕南某铁尾矿中重晶石的高效回收工艺

陕南某铁尾矿中含有12%左右的重晶石,常规选别工艺难以回收。结果表明:重选-浮选联合流程是高效回收该尾矿中重晶石的有效途径之一,通过螺旋溜槽+摇床联合的重选工艺可预先抛除90%以上的尾矿,该技术大幅简化了工艺流程和设备台(套)数。重选精矿采用“一粗四精二扫中矿顺序返回”的浮选分离后可获得BaSO4品位为93.2%、回收率为75.3%的最终精矿产品,该产品达到HG/T 3588—1999优等品级别。

刚果(金)某锂辉石选矿试验研究

刚果(金)某锂辉石Li_(2)O品位0.86%,属于低品位难选锂矿石。为实现该锂辉石高效综合利用,对其开展浮-磁联合试验研究。研究结果表明:在磨矿细度-0.074 mm占比75.0%,碳酸钠用量500 g/t,氯化钙用量140 g/t,氢氧化钠球磨机内用量700 g/t、浮选槽内用量200 g/t,捕收剂组合A(氧化石蜡皂与油酸质量比为1∶3)用量1650 g/t条件下进行一粗两扫三精一磁闭路试验,可获得Li_(2)O品位为5.67%、Li_(2)O回收率为77.71%的脱磁产品,Li_(2)O品位为4.51%、Li_(2)O回收率为10.51%的磁性产品。试验指标良好,为锂辉石资源综合利用提供重要参考依据。

从铅银渣中回收金银概况

为实现铅银渣中金银的综合回收,对铅银渣物理化学性质、有价金属含量、赋存状态、铅银渣中金银的回收方法、研究进展及其应用情况进行综述。铅银渣粒度细、酸度强、可溶物含量高,渣中矿物经历过相体转化由硫化物转变成氧化物,以再造矿物形式存在,选矿难度大;铅银渣有价金属铜、铅、锌、金、银含量较高,经济价值可观。目前,从铅银渣中回收金银的主要方法为浮选法、湿法、火法、湿法-火法联合、选冶联合等。通过分析各种方法优缺点,指出单一的浮选法流程简单、成本低,但金银回收率低;湿法、火法或湿法-火法工业应用良好,但是存在工艺复杂、成本高;选冶联合方法金属回收率高、流程适应性强,便于连续操作,具有较好的发展应用前景。

细粒难选黑钨矿磁浮联合选矿工艺研究

某细粒难选钨矿石原矿WO_(3)品位为1.56%,矿石中钨矿物主要为黑钨矿,黑钨矿以细粒嵌布为主,采用重选工艺回收钨资源困难。为实现黑钨矿高效回收,提高资源利用率,研究采用磁浮联合选矿工艺回收黑钨矿。结果表明:采用强磁选预先抛尾—强磁选粗精矿浮选脱硫—脱硫钨精矿脱磁处理后弱磁选除铁—除铁钨精矿强磁选精选工艺可获得高品质钨精矿。全流程试验获得WO_(3)品位61.48%、含硫0.04%、含铁6.72%,WO_(3)回收率85.74%的钨精矿;获得铁品位为64.97%、含硫0.05%,铁回收率60.64%的铁精矿。

联产乙烷的天然气提氦工艺研究

为了解决单一的天然气深冷分离提氦工艺中设备能耗大、投资大、效率低的问题,将天然气深冷分离提氦工艺与膜分离提氦工艺结合以提高氦体积分数与回收率,同时结合天然气乙烷回收工艺实现冷能的最大化利用,建立了联产乙烷的天然气深冷-膜分离提氦工艺。利用HYSYS软件对联产乙烷的天然气深冷-膜分离提氦工艺与单一的天然气乙烷回收工艺和深冷-膜分离提氦工艺进行流程模拟。模拟结果表明,4种典型乙烷回收工艺中气体过冷工艺的乙烷回收率最高,可达90.13%;将天然气深冷分离提氦工艺与膜分离提氦工艺结合后氦体积分数由66.77%提高到了99.6%;联产乙烷的天然气深冷-膜分离提氦工艺可以有效地集成回收和利用冷量,相较天然气深冷-膜分离提氦工艺+部分干气循环工艺,总压缩能耗低23.10%,单位综合能耗低20.46%。

燃料型重整装置改造新增二甲苯产品分离方案研究

针对已运行的燃料型重整装置进行增产混合二甲苯改造,提出了几种改造方案并对其进行了流程模拟和比较研究。着重对比了“两塔热联合流程”“分壁塔流程”“分壁塔+两塔热联合流程”3个方案的重沸器热负荷、蒸汽及燃料消耗,对比发现3个方案的综合能耗分别较基础方案低53.1%、22.7%、71.2%。集成了两塔热联合技术、分壁塔技术二者优点的“分壁塔+两塔热联合流程”方案节能效果最佳。分析了分壁塔工业应用的两个案例,其重沸器负荷均较常规两塔重沸器负荷之和降低30%以上,体现了分壁塔的节能效果。二甲苯塔加压操作,塔顶物料用作脱C7塔重沸器热源的两塔热联合流程相较于分壁塔节能25%,类似工况不建议采用分壁塔。研究结论可为同类装置实施“减油增化”改造提供借鉴。

广西某高硅铝土矿尾砂分选试验研究

广西某高硅铝土矿为实现其尾砂中含铝矿物的回收利用,进行了选矿工艺试验研究。试验结果表明:在磨矿细度为-0.074 mm75%时,经1次重选,重选中矿、尾矿合并后进行1粗1扫3精1精扫、中矿顺序返回的闭路正浮选脱硅流程,获得了Al_(2)O_(3)品位65.80%、铝硅比7.95、Al_(2)O_(3)综合回收率68.98%的铝土矿精矿,重选—浮选联合工艺流程的提铝脱硅效果显著,可为类似低铝高硅型铝土矿资源的开发利用提供技术支撑。

攀西某低品位钒钛磁铁矿选厂铁尾矿选钛试验

攀西某低品位钒钛磁铁矿选厂选铁尾矿隔粗(+1.5 mm)后TFe品位为12.42%、TiO_(2)品位为6.64%,主要有用矿物钛铁矿、磁铁矿多以微晶的形式赋存在脉石矿物中。为高效回收其中的钛矿物进行了选矿试验研究。结果表明,试样经重磁联合选矿可获得TFe品位为19.00%、TiO_(2)品位为19.14%重磁联合精矿;重磁联合精矿经磨矿、一次脱硫浮选、1粗3精浮选选钛流程处理,获得了TFe含量33.87%、TiO_(2)品位47.24%、TiO_(2)回收率70.17%、杂质含量较低的合格钛精矿,浮选工艺发挥了高效脱杂效果,且TiO_(2)损失有限;精选尾矿主要为不同程度的钛矿物连生体,这些精选尾矿合并返回再磨系统后可以很好地回收其中的钛,以获得更高的钛回收率。

4500t/d水泥熟料生产线原料粉磨系统改造方案设计与实践

某4500t/d水泥熟料生产线配套中卸磨原料粉磨系统,随着生产能力的不断提高,粉磨系统产量低、电耗高、主机设备故障率高、设备维修费用高等问题逐渐凸显。提出了将中卸磨系统更换为TRP220-160辊压机终粉磨系统,并配套使用高效组合式选粉机和2×2240kW永磁电机的系统改造方案。从主机设备工艺布置设计,润滑油站、液压站工艺布置设计,控制系统设计和辊压机后期检修维护设计等方面重点介绍了辊压机终粉磨系统改造工艺设计特点。实践应用后,原料粉磨系统产量提高了101~121t/h,电耗降低了8.2~9.2kW∙h/t。

TFX型干法末煤跳汰机的应用分析

分析了TFX型干法末煤跳汰机的结构组成、分选原理、辅助设备和控制系统的配置情况,阐述了TFX型干法末煤跳汰机在分选氧化煤和末焦的创新特点,如在山西省朔州市恒达胜贸易公司使用TFX 18A型干法末煤跳汰机,采用块、末联合工艺分选氧化煤,入选前原煤灰分为48.15%,分选后精煤产率为41.04%、灰分为23.71%,灰分降低了24.44%;贵州省遵义市汇恒创科技发展有限公司使用TFX 18A型干法末煤跳汰机,对13~0 mm末焦进行分选,选前原煤灰分为24.55%,分选后精煤产率为71.58%、灰分为13.83%,灰分降低了10.72%。最后,对TFX型干法末煤跳汰机工艺与其他工艺联合的优势进行了探讨。

四川某石英脉型金矿联合选矿工艺

研究四川某石英脉型金矿选矿工艺,采用重选—浮选—磁选联合流程,可获得金精矿产率5.83%、金品位82.76 g/t、回收率94.47%的综合选矿指标。联合工艺流程适合矿石资源特点,可用于同类型金矿资源开发利用。