浮选方案范文

浮选方案范文（精选11篇）

浮选方案 第1篇

1回水处理和浮选试验

1.1不处理的回水试验

未经过处理的回水返回到工艺流程中使用, 根据所取得的各项指标判断回水对其各项指标的影响, 在工艺流程和化学试剂使用相同的情况下, 正-反浮选流程采用清水和回水试验对比结果见表1。

从表1可看出:不处理的回水直接回到正浮选作业, 精矿品位、精矿产率、回收率均偏低, 回水只用在反浮选作业, 精矿品位、精矿产率、回收率与使用清水的相当, 说明不经过处理的回水不能直接返回正浮选作业, 但可以直接返回到反浮选作业。

1.2不处理的回水增加捕收剂用量的试验

由于正浮选作业中, 回水的使用使得精矿产率、回收率偏低, 说明回水里的有害杂质影响正浮选效果, 以下试验采用增加捕收剂用量, 看是否能达到预期效果, 试验结果见表2。

从表2可看出:回水直接返回到正-反浮选作业, 捕收剂用量为清水的2.0倍多, 精矿产率与清水的相近, 但是精矿品位、产率、回收率比清水的差, 而且正浮选泡沫量大、发粘, 工业生产中很难控制, 该回水必须经过处理, 才能返回到浮选流程中使用。

1.3回水处理及回水试验

(1) 回水处理原理

回水处理的目的是消除回水中对正浮选作业有影响的有害离子 (SO42-、PO43-和脂肪酸根等) , 水处理的方案是利用石灰乳助凝作用[1], 在回水里添加石灰乳, 使得有害离子生成沉淀物, 原则上石灰水添加量以有害离子中和完全为终点, 实际生产过程中很难控制, 因此实际操作中采用石灰水略为过量, 确保以上离子中和完全, 但过量的石灰水会带入过量的Ca2+, 过量的Ca2+不但对正浮选作业有影响, 而且会消耗捕收剂, 因此水处理的第二步采用适量的 Na2CO3来中和过量的Ca2+, 沉清液返回作业使用, 反应方程式如下:

第一步:中和酸根离子

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第二步:中和过量的钙离子

Ca2++CO2-=CaCO3↓

(2) 回水处理试验

为了确保酸根离子中和完全, 石灰水添加到现场尾矿浓密机中, 通过浓密机、尾矿输送管道以及尾矿库几个环节, 酸根离子反应完全, 尾矿库回水pH值与清水相近, 在回水中添加石灰水, 几乎没有产生沉淀物, 因此, 试验以添加Na2CO3为主, 处理后的回水结果见表3。

采用相同的工艺流程和试剂处理制度[1], 经过处理后的不同回水带入试验中验证试验, 结果见表4。

从表4可看出:处理后的回水用于正浮选作业, 效果明显改善, 5#处理回水效果最好, 其结果与清水相当;从水质分析结果来看, 3#、4#处理水中的钙离子与清水接近, 5#处理回水中所含的Ca2+略低于自来水, 6#处理水结果Ca2+比清水低, 但是, 由于水处理过程中添加的Na2CO3过量, 正浮选作业泡沫量大, 因此, 水处理过程中所添加的药剂量应该适量, 添加的药剂量以各有害离子消除完即可, 这样回水既可以循环使用, 又可以节约回水处理费用。

2结论

(1) 浮选尾矿库沉清水不能直接返回正浮选作业使用, 可以直接返回到反浮选作业。从工艺流程水循环知道, 尾矿水除了返回到反浮选作业中使用后还有剩余, 部分尾矿水必须经过水处理后返回到正浮选作业, 才能确保浮选尾矿水循环使用, 从而达到尾矿水“零”排放, 实现节能减排的清洁文明生产。

(2) 回水处理以消除SO42-、PO43-、脂肪酸根等有害残留离子为主, 尽可能确保以上离子含量与清水相近, 从而, 避免以上离子对浮选作业影响和消耗药剂。由于现场很难实现在线检测以上离子, 所以, 现场可以采用小试验提供的回水处理pH变化来指导水处理。

(3) 尾矿库回水处理试验中得知, 试剂用量比小试验和连续扩大试验低, 以往试验在消除有害酸根离子过程中, pH值在9.5～10.0才能保证酸根离子中和完全, 而尾矿库回水pH在9.0左右, 以上离子基本中和完全, 其原因有二:①回水处理从浮选厂尾矿浓密机开始, 石灰水与有害离子反应从浓密机、尾矿输送管道直到尾矿库里, 反应时间长, 反应比较完全;②尾矿水在尾矿库中停留时间长, 有害离子自然降解而减少, 回水处理药剂相对减少, 因此, 工业生产采用尾矿库回水方案比较理想, 回水处理装置可以适当减少, 从而节约投资, 该回水处理方案可以为实际生产提供依据。

参考文献

浮选的基础知识 第2篇

2、问：怎样理解亲水，疏水与煤矸分离？

答：为了述说煤与矸的疏水、亲水问题，多年来人们通过化学、煤地质学等多方面的研究，从煤的氧化、煤岩组成、碳化程度、气体吸附、矿物杂物综述了矿物表面的水化问题，确立了浮选赖以进行的“润湿性”这个疏水、亲水的基本论点，我们讲浮选也就是在这个基础上开始的。

3、问：为什么煤不被润湿，而矸石却被润湿？

答：用物理化学的概念来说，煤的润湿接触角大，矸石的润湿接触角小。这里我们借助一些生活中的例子来更好的认识这一问题。如，将一滴水滴在玻璃上，一下子就散开了，若滴在石蜡上，就仍成球状。俗话说：“矸同璃煤似蜡”就是这个意思。由于煤矸润湿性的差异，我们可以用浮选剂去扩大这个矛盾，促进分离作用的迅速完善。

4、问：什么情况下煤浮不上来，矸石沉不下去？

答：这里指的是一种特殊状态。一是指的二者具备，如入料浓度一大，清水又缺时，会有此现象，二是指的单独出现，如煤层开采风化带或易氧化煤时，则煤浮不上来，又如捕食剂过量时，矸石沉不下去。这些都是我们要认识、判别和解决的。

5、问：煤矸石分离难易的评价尺度在哪? 答：所说评价尺度，我们的看法是个相对的概念。一靠煤料的基本条件，二靠药、气、机的配合。特别是药的选择，扩大了精、矸质量间相背的差距，就更加使得我们非具备一定辩证的认识不可。近来，人们在生产实践中常把“质量同一性”即一定原料煤条件下，所获得的不同精、矸质量对应起来，去体现浮选性的难易。

二要熟知水，量质效果殊

6、问：组成煤浆的水对浮选的作用？

答：组成煤浆的水，主要是调整质量、回收和控制生产能力。在质量、回收上，要防止“过稠”，特别是当煤料细，浓度大时，必要的“稀释”就是浮选获得合理的质量、回收的保证。在生产能力上要防止“过稀”，因为一稀浮选速度加快，后室缺沫，则机室有效利用差。

7、问：水质怎样评定，它是如何影响浮选的？ 答：水的质量对浮选来说是一是“酸”、“碱”度（如水呈酸性或碱性反应）;二是胶溶性（旭细微泥性物）。前者影响着药剂的选择，如醇喜碱、酚爱酸;后者影响着浮游性，致煤矸相混。由于这一关系，我们进行浮选实验时，要特别注意实际用水问题，以防药不对症之误。

8、问：进入浮选的水有几种？各有什么特征？

答：进入浮选的水大体上有三种。一是清水、二是滤液，三是底流。他们的特征是清水最“净”、滤液有“药”、底流细泥多。特征不同，使用的要求也就不同。所以，清水适加，滤液勤打，底流要“衡”。

9、问：怎样解决水质、水量与浮选要求的矛盾？

答：这在浮选来说，重点是解决一个“多吃、少喝”问题。这个方法叫做一量二质。为什么？多吃可以解决水质，少喝能够保证水量。当然，还要争取有关环节，如过滤、真空、脱泥、浓缩的配合。

三要熟知气，尽力促升提

10、问：起泡形成的机理与其升提作用？

答：起泡的形成，一靠气、二靠膜，而膜是其中的重要因素，通常叫水化膜。如我们日常所看到的“肥皂泡”就是膜中较脆的一种。为了形成稳定的水化膜，就要加入起泡剂。须知，气泡在浮选中担负着精矿的输送任务，这里主要是凭借精粒经捕集剂围包后疏水，亲水的效应与气泡结合上升至沫层的。

11、问：怎样调节泡的多少，大小、沫的厚薄、脆韧？

答：泡的多少、大小，主要是靠浮选机的充气，扩散作用来解决，膜的厚薄、脆韧主要靠添加起泡剂来解决。充气多，分散差则多、大;加药过多或过少则脆薄。所以我们在调气、加药上须细心再三。

12、什么是气泡的矿化？怎样促成的？

答：气泡的矿化指的是气泡与煤粒结合间的关系。我们把它运用到浮选过程中。用得上一句古话，叫做“相反相成”。你看起泡剂能增强润湿性，作用在起泡的水化膜上，保证膜的韧性，而捕集剂可降低润湿性能，作用在煤粒上，促进了煤的疏水。

四要熟知药，捕集加起泡

13、问：药剂及其对浆量，煤质的依赖性？ 答：俗话说：“因病施药”，浮选也是如此，浮选的对象是煤，所以药对浆量，煤质也是有规律可循的。简而言之，浆有稠稀，粒有粗细，质有散粘，回收有多有少，故药随之有减有增。

14、问：谈谈药性的反常状况与选择？ 答：一般讲药性的反常，无外乎在量与质这样两个基点上。通常的要求是量要适，质要稳。量是怎么不适的？如沫一虚则必定是起泡剂过多或捕集剂过少;沫一实又会是起泡剂过少或捕集剂过多。质是怎么不稳定的？这是使用或出厂的问题，一怕“混”，二怕“离”造成比例不准难于掌握。发现问题及时处理。

15、问：药剂选择及药剂在浮选中的地位？

答：谈到药剂的选择，主要是谈在浮选中用啥药合适。我们认为原则有三，一要无毒，二要便宜，三要易得，这么说效果一项虽未单例，但也是在其中的。提起药剂的地位，有一句“浮游选择性、靠药奏其效“的话告诉我们必须重视药剂的选择。

五要熟知机、刮排扩充气

16、问：机件作用及其与浆药气关系？

答：这要从浮选全过程谈起，煤虽稳定，只是相对而言，故浆、药、气一变则调机当先。所以机件的“动”与“静”不比寻常。正如工人同志说得好：“蝶阀一动波浪起，手柄一转沫层移”。他起着“刮”“排”煤浆，“扩”“充”气量的主导作用。

17、问：充气机件的作用与调节方法？

答：所说的充气机件不外乎轴外管、中心孔、轮盖间隙等。它们的作用，正常时是“气随浆走“，即孔口缩小（如中心孔），气少浆反多。

18、问：扩散机件的作用与调节方法？

答：扩散机件不外铁栅蓖、导向片、反向板等。平时要达到“三不”，即不翻花，不冒泡，不偏流。通过扩散的作用，使得矿浆、气量一匀、二稳。对于这些机件，停车时要清洗和检视，否则人为地造成缺陷和沉积泥量，致使分配失当。

19、问：刮排机件的作用与调节方法？

答：刮排机件有搅拌轮、撇取器、手闸门、旋放塞等。调节这些机件的目的，是确保沫层逐室有规律。其中搅拌轮，旋放塞一般很少调整;撇取器要适应泡沫量定期调整;而手闸门班班须加调整（具体论述详见“三掌握”沫层）。二、三掌握

20、问：“三掌握”掌握什么？要点在哪？ 答：“三掌握”即一掌握来料，稳定最当先;二掌握调节，沫层是关键;三掌握质量，“变中求不变”。“三掌握”是与“五熟知”相对应而存在的，它是从浮选过程中的重要表现——“泡沫层”这个角度去观察、分析问题的。进而具体的处理煤、水、气、药、机诸因素的消、长问题。

一掌握来料，稳定最当先

21、问：来料稳定应稳在什么地方？说说稳的要求？

答：所说来料的稳：有三个因素，即包含着粒度、浓度、与料量的要稳。满足了它则浮选才具备了可靠的操作条件，药、气、机的调节就能发挥其最优效用。怎样才能满足它呢？这不单是浮选一环节的事。要把它和相关的一些环节（如脱筛、浓缩机、真空过滤等）紧密的配合。

22、问：粒度变化了怎么办？如何促进其均一？

答：粒度变化非粗即细，过粗多是洗水浓度大，斗子捞坑跑粗所致;过细多是开停车时洗煤浮选不相协调引起;前者靠平时抓洗水、保浓度，并努力做到“浮选多吃少喝”，脱泥适加清水，尽快度过难关;后者靠树立“机电保运转”，并做到浮选——过滤工况适调，力争滤饼吸得上脱得掉。

23、问：浓度变化了怎么办？如何解决其均一？

答：浓度变化非稠即稀。过稠多是浓缩积料，清水短缺，平时没有认真对待洗煤——浮选的物料平衡;过稀一是来料少，加水多;二是粒度过细。处理方法除细稀、粗稠类同外，还要注意“节水”。按照机料相宜条件，确保符合实际的合理浓度，把握波动范围，积极的进行调试。

24、问：料量变化怎么办？如何解决其均一？

答：前面叫了粒度、浓度问题，有时都是料量处理不好产生的。正常时你多打则会细、稀，少打则会粗、稠;反常时愈多愈稠、愈少愈稀。客观事物就是时常有这个“物极必反”的道理。对待料量的问题，欲求其稳，要抓好输料上的四个“小环子”即：（1）底流泵上改出口（2）回流管上破真空（3）搅拌轮上不得堵（4）尾矿堰上水层足。

二掌握调节，沫层是关键

25、问：沫层标志着什么？怎样体验？

答：沫层标志着浮选过程的精髓。从这里我们可以观测到煤、水、气、药、机诸因素的调配是“得当”或者“失宜”。开头我们讲过这个浮选的重要表现的作用，现在再说说如何在实际中去体验。这里靠我们对浮选机单机试验有关资料的熟悉，还要靠眼、耳、手的协助。从而正确处理沫层的刮多、刮少;前提、后移;室间控制与药、气、机的关系。以实现浮选过程的合理化。

26、问：沫层的“刮多”、“刮少”标志着什么？ 答：沫层的刮多刮少主要标志着回收，刮多意味着精量增加，刮少意味着精量减少。所以控制着这“刮多”、“刮少”的要素，我们就能较主动的依照闸门升降的调节，来处理沫层厚薄的合理界限，为多回收一些精煤创造必要条件。

27、问：沫层的“前提”“后移”标志着什么？ 答：沫层的“前提”“后移”主要的标志着质量。“前提”意味着灰份增高了;“后移”意味着灰分降低了。所以，把握住这“前提”“后移”的要素，我们就可以较灵活的运用“药剂”添加的作用，进行沫层调节，为浮选精煤的质量均衡稳定服务。

28、问：沫层室间控制与药、气、机的关系？

答：说室间控制，无非是解决“泡沫量”的问题。谈要点在哪？就是要抓“沫量的室间比值”这一点。许多工人师傅的实践经验，告诉我们这个关口，就是“逐室控沫量，关在前一半，八成量拿定，比值最当先。”讲与药、气、机的关系，主要是看泡沫态势;如描述加药适否的有载沫——发空，干膜——联珠，如描述气泡大小的有高粱——蚕豆;描述调机状况的有偏流——翻花。这些无一不是运用调节的艺术。

三掌握质量，变中求不变

29、问：怎样认识浮选质量关系问题？该抓什么重点？

答：谈浮选的质量关系，前面提到过“质量的同一性”问题，我们将再行解释。一说掌握质量要“变中求不变”。许多人摸不清这个谜。须知，那些“被断为必然的东西，是由纯粹的偶然性构成的。而所谓偶然东西，是一种有必然性隐藏在里面的形式。”就此说我们该抓的重点指的是抓偶然（变、反常）促必然（不变、正常）这样获得浮选操作不断立新、前进。30、问：怎样看待和认识原煤的可浮性？

答：谈则煤的可浮性众说纷纭，我们怎么办？看来有两点要坚持：一是好麦多出面;二是比要有基础。在研究可浮性时要把不同原煤得到同一精煤时的不同尾灰对应起来。尽管随着水、气、药、机条件变化，规律也会变，但我们是可以再每特定时期（相对稳定）掌握规律性，印证不同原煤条件的。

31、问：精煤、尾煤间有哪些规律？怎样改善？

答：掌握精煤与尾煤的规律是我们基于煤、水、气、药、机条件下，认识“质量同一性”的必要途径。譬如：某种精煤灰13%时，尾灰55%;精灰12%时，尾灰45%。这个可比的对应值就是它的同一性。你要改变它，你就得参加变革水、气、药、机诸条件之一。这就是我们在质量问题上遇事要讲个理，即比之有理的“理”。

32、问：怎样认识质量反常并使其服务生产？

答：这里我讲通过检查、揭露出的违反规律的事有哪些，目的是一假象掩盖了真相;而促使偶然转化必然。试若精灰不变，尾灰过高或过低;或者尾灰不变，精灰过高或过低。引起的原因大体有三种：即操作条件，取样误差抑或原煤质量。这时人们会用平时积累的经验，进行分析（正常、反常）比照（操作条件）与推断（假象、偶然），进而采取措施，解决生产问题。

浮选操作原则

1、问：浮选操作要从哪里入手？

答：要想搞好浮选操作，就得从主导浮选过程的煤、水、气、药、机这五个因素上找。通过操作实践，我们认为这中间要抓住“三辨”（看一眼、听一耳、摸一手）、“四调”（浆、药、气、质）、“一稳定”（沫层）这样三个 环节。为促进它们之间的协调，必须善于把握其以保持正常关系的合理限度。故而提出了一个（勤调靠善辨，功到稳必现“的把辨、调、稳连接起来的杠杠。设想，浮选过程的完善与否都反映在沫层上，且沫层有许多变幻莫测之处，正如一些人所述”浮游选煤泡沫层，庐山面目云雾中“那样，确要细心去靠辨保调，以调求稳。

2、问：什么是浮选操作的“三辨”？

答：三辨就是通过操作者的眼、耳、手，进行对“沫层”的目测、声测、触测。进而辨别浆、药、气、质的变化给沫层的影响。这个辨的方法，是个简易的检测。是要靠我们每一个稀稠之比，气一量适质匀，机一刮排扩充等条件的最佳组合。三辨是互为补充的给操作者以信息。为捕捉好每一个沫层上的特殊现象特征，就要求操作中研究、探讨浮选这靠煤、水、气、药、机五因素组合成的种种症态，把握差异、提示矛盾。欲想三辨准且快，比照一关见成效。

3、问：什么是浮选操作的“四调”？

答：浮选操作的四调，就是调整“浆、药、气、质”。可以说是“三辨”是“四调”的前提条件，“四调”是“三辨”的落实措施。而且，三辨、四调都是为一稳定（稳定沫层）服务的。前者是提供信息，后者安排对策。浮游选煤五因素，煤水气药在机中，所以机就不做单独叙述，它是融合在四调里。那么，四调的标志是什么呢？可以说，浆调调在浓度、给料的均一;药调调在药量、药比、加药点的效力;气调调在气量足、气质匀;质调调在精灰低、尾灰高。操作者时刻把自己置身于理想境界，总想遇到难点能破题，可谁知点点滴滴的经验，哪一个不是来自于勤学、多问、苦练？欲从四调得高见，主次之中抓关键。

4、问：什么是浮选操作的稳定？

答：稳定是浮选精煤的沫层要稳。沫层的稳是通过三辨、四调实现的。大家都知道，沫层是浮选过程的核心部位，是靠它使轻浮其上、重沉其下，精、矸得以分离。为此，对于沫层的稳作如下两点说明：一是稳在哪里？二是怎样去稳？前者，对沫层来说是应该以一种“泡小沫多疏疏过，高粱蚕豆渐为沫”的沫层征象，作为标志来描述，指出稳的最佳形态后者，靠给以“沫量出率适度，逐室变化有律，厚薄界限合理”等一定的量的观念对稳的范围作相应的限定。形象化了的事物，便于人们把技艺与工况作活生生的联想，有触景生情之感;定量化了观念，可使操作者把握住沫层有律之所在，获取不离谱之效。

5、问：说说三辨、四调的相互作用？

答：眼看、耳听、手摸，这三辨各有其长，我们可以用四句话来说明它：“眼看查药气，耳听辨稀稠，手摸知煤质，三辨效无比”。所以操作者，在实际生产中只有充分运用好“三辨”，才能给调整工作道路，做到看的准，跟的上。那么，说到四调间的关系，是要我们掌握好两点：一要抓住四调中主次;二要协调好熟读打天下。实践经验告诉我们：“浆量气药质为基，调浆管量属第一，气依量调促升量指标，约束调的各项因素，在此前提下，还要把调浆管理摆在第一位，这之后再解决一个气依量、药随浆的协调，则一切会通顺的了。因此，我们要在浮选操作不断的加深体验，抓住主次、注重协调。一、三辨

选煤用浮选药剂及其使用 第3篇

文献标识码：B文章编号：1008-925X(2012)07-0140-02

摘要：

文章介绍了选煤厂浮选药剂的分类与作用原理，同时根据煤泥浮选生产过程的特点，介绍了浮选药剂的使用。

关键词：选煤； 浮选药剂； 使用

1浮选药剂的分类与作用

矿物能否浮选取决于其表面的润湿性。而自然界的矿物绝大多数可浮性较差，这就需要添加药剂来改善矿物的表面性质，以达到能用浮选法分离的目的。

1.1捕收剂—凡是能提高矿物表面的疏水性，增强矿粒与气泡的附着强度的一类物质叫捕收剂。其主要作用发生在固-液界面上。如：①捕收非极性矿物用的烃类油——煤油、轻柴油等；② 捕收硫化矿物用黄药、黑药等；③ 捕收氧化矿物用的胺类、脂肪酸阳离子化合物等。在煤泥浮选中广泛采用非极性烃类油作为捕收剂，特别是煤油、轻柴油和改性煤油等，占煤泥浮选捕收剂的80%～90%。国内外选煤厂煤泥浮选常用的捕收剂多数是石油产品，主要是煤油、轻柴油，还有一些人工合成的非极性烃类油捕收剂，如我国的FS201、ZF浮选剂等。

1.2起泡剂—凡是能促使空气在矿浆中分散，产生有足够数量的、大小合适的、有一定稳定性气泡的一类物质叫起泡剂。主要作用发生在气-液界面上。如各种醇类、松油等。

1.3调整剂—能调整矿物的表面性质、调整矿物与其它物质的作用、调整矿浆性能的一类物质叫调整剂。如活化或抑制气泡与矿物的粘附，调整矿浆的pH值等，它又可以分为：(1)抑制剂(depressants)—提高矿物表面的亲水性，消除捕收剂的作用。如选多金属矿物时，第一段流程把所有的有用矿物都收集起来；进一步分选各类矿物时，需要把某些暂时不选出的金属抑制，这就需要抑制剂。(2)活化剂(activators)—能促使捕收剂和矿物作用,从而提高矿物可浮性的药剂。一般为无机盐。如ZnS直接浮选不容易浮起,利用CuSO4作为活化剂,让其中的Cu2+去吸附ZnS,再用黄药中的ROCSS- 阴离子与Cu2+发生作用，起到捕收基的作用。(3)介质pH值调整剂（pH regulators）—改变浮选介质的pH值，形成对某些矿物浮选有利，而对另一些矿物浮选不利的介质性质。如利用它调整矿浆的离子组成、改变矿浆的pH值、调整可溶性盐的浓度等。一般用无机酸、碱类作为介质pH值调整剂。(4)凝聚剂（Flocculants）和分散剂（dispersants）—调整矿浆中细泥的分散、团聚与絮凝。如加入水玻璃等分散剂使高岭土分散。

2浮选药剂的使用

浮选能否进行并得到满意指标，很大程度上取决于浮选的药剂制度。药剂制度是煤泥浮选过程中使用的浮选剂用量、加药地点和加药方式的总称。

2.1药剂及其用量的确定。

在煤泥浮选中，一般只使用两种药剂，一种是改善煤粒表面疏水性的捕收剂，另一种则是降低液气界面张力的起泡剂。药剂的选择主要取决于煤泥的性质及其所含杂质的种类和数量。浮选易浮煤时，对捕收剂浮选活性的要求可以低些，但浮选表面疏水性差的煤时（如：氧化煤），就必须使用浮选活性高的药剂。对于高灰分细泥含量高的煤泥，就应选择具有良好选择性的药剂，必要时还需添加调整剂。起泡剂的选择应视煤泥中所含高灰分细泥的数量及浮选机的充气情况而定。对高灰分细泥含量高的煤泥，不宜采用起泡率高、气泡直径小、寿命长的起泡剂，以便于二次富集，减少高灰分细泥被气絮团机械夹带，提高浮选的选择性。在浮选粗粒含量高的煤泥时，宜采用起泡率高、气泡直径小、寿命长的起泡剂，这有助于颗粒与气泡间的固着。

从药剂的作用机理知道，用药适量非常重要，用量过少，影响精煤的回收；用量过大，会造成不必要的浪费，使气泡矿化的选择性下降，精煤质量降低。合理的用药量主要取决于原煤的性质和药剂的性能。中等煤化程度的煤比煤化程度深和浅的煤用量少，氧化程度高的煤用药量大。原料中粗粒含量多的煤，其用药量也相对要大［2］。

2.2合理添加浮选药剂。

生产中，加药顺序一般是先加抑制剂和调整剂，再加捕收剂，最后加起泡剂。如果原料中有相当部分疏水性较好的煤粒能自然地粘附在气泡上而优先浮出时，可先加部分起泡剂来回收这些高质量精煤，然后再加捕收剂以回收其他的精煤颗粒。

通常的加药方式有两种：一次加药或分段加药。一次加药是把药剂全部加到搅拌桶内。这种加药方式操作方便，可以提高浮选速度。但缺点是降低了气泡矿化的选择性，尤其在浮选机的第一室，由于药剂浓度太大，会使高灰分颗粒浮出。如果药剂分散不好，也会使药剂未能充分发挥其作用就被刮出，而后几室就会感到药量不足。一般在煤泥粒度组成较均匀时，方采用一次加药。对于易浮煤，为了增加浮选作业的处理能力而提高浮选速度时，也可采取一次加药。其他情况下，均采用分段加药，特别是细泥含量较高时更应如此。分段加药时将药剂分成几份，分别加到搅拌桶和浮选机各室中。这种加药方式能保证精煤的质量，改善浮选泡沫产品的脱水效果，充分发挥药剂的作用，并能有效地控制和调整煤泥的浮选速度。

加药地点主要取决于煤粒与药剂的接触时间，必要的接触时间要保证药剂能附着在煤粒表面上，它决定于药剂的性能和原料的性质等因素。

由于非极性油类捕收剂极难溶于水，在矿浆中经强烈搅拌呈乳化油滴形式存在，所以需较长时间才使药剂与煤粒表面接触和附着。将药剂加入矿浆后，需搅拌几分钟，以使药剂与煤粒充分接触后再给入浮选机。通常非极性油类捕收剂的大部分要加到搅拌桶中，其余部分根据需要加到各个浮选室中。对于杂极性起泡剂，因其有一定的溶解度，在水中分散较好，被气泡表面吸附较快，因此接触时间可短些。起泡剂大部分加入浮选机中，少量加入搅拌桶中。另外，煤化程度深或浅的煤、氧化程度深的煤和粗粒煤等均需较长的接触时间［3］。

3结语

浮选药剂的选择和使用是提高煤泥浮选效果最重要的环节之一。当浮选易浮煤时，可以选择浮选活性略低些的捕收剂，但浮选表面疏水性差的煤时，应使用浮选活性高的药剂。对于分选细泥含量高的煤泥，就應选择具有良好选择性的药剂，必要时还需添加调整剂。起泡剂的选择应视煤泥中所含高灰分细泥的数量及浮选机的充气情况而定。对细泥含量高的煤泥，不宜采用起泡率高、气泡直径小、寿命长的起泡剂，以便减少细泥被泡沫层机械夹带，提高浮选的选择性。在浮选粗粒含量高的煤泥时，宜采用起泡率高、气泡直径小、寿命长的起泡剂，这有助于颗粒与气泡间的固着。

参考文献

［1］卢寿慈．矿物浮选原理［M］． 1988，(5)：59-65

［2］大省．煤炭浮选药剂的选择和使用［J］．内蒙古煤炭经济，2003

浮选方案 第4篇

1原料性质

小型试验样品取自生产现场白钨粗选段浮选尾矿, 多元素分析结果见表1, 入选给矿萤石单体解离度见表2。

试样中的萤石一般以半自形、自形、它形粒状产出, 可分为三种类型: 矽卡岩矿石中的萤石、绿泥石磁铁矿矿石和绢云母细料石岩中的萤石、钾代长石脉与云英岩中的萤石。萤石最显著的特点是包裹, 常包裹有石榴子石、绿泥石、长石、石英、磷灰石、辉石、绢云母、黄玉等。

萤石的嵌布粒度一般在0. 01 ~ 0. 4mm之间, 属于粗细不均匀嵌布。

试样中含有磁铁矿, 嵌布粒度较细, 属于均匀微细粒嵌布, 一般粒度为0. 01 ~ 0. 1mm 79. 27% , -0. 01mm 20. 30% 。

2实验室小型试验研究

试验矿样取自选厂萤石浮选给矿, 水玻璃、白炭黑、油酸及碳酸钠均取自现场, 当天取样当天进行试验。试验进行了萤石粗选条件试验、萤石精选抑制剂试验、开路试验、闭路试验等。

2. 1低温条件下萤石粗选条件试验及开路试验

萤石低温浮选试验时矿浆温度为12℃ 左右。 由于油酸是萤石浮选常用的捕收剂对温度敏感【2】, 本阶段试验的目的是考查低温条件下油酸和zym捕收剂的捕收性能。

2. 3. 1萤石粗选条件试验

低温条件下萤石粗选条件试验工艺流程见图1, 试验结果见表3。

从表3试验结果可知, 随着ZYM捕收剂用量的增加, 萤石精矿中Ca F2回收率提高幅度不大。与油酸相同条件下相比, ZYM捕收剂获得的萤石精矿中Ca F2品位高, Ca F2回收率相差不大。

2. 3. 2萤石浮选开路试验

在粗选条件的基础上, 进行萤石浮选开路试验, 萤石浮选指标较好。试验工艺流程见图2, 试验结果见表4。

2. 4萤石浮选闭路试验

在萤石浮选条件试验和开路试验的基础上, 结合现场工艺进行萤石浮选闭路试验。试验流程见图3, 试验结果见表5。

3工业试验

按照低温浮选试验结果, 进行了工业试验, 试验温度为12℃, 进行了7天共21个班, 工业试验选厂处理能力约为450t/d, 工业试验工艺流程及药剂制度见图4, 工业试验指标见表6。

4结论

( 1) 通过实验室小型验证试验结果可知, 在使用ZYM捕收剂的条件下, 闭路试验获得的指标为, 萤石浮选给矿Ca F2含量为24. 53% , Ca CO3含量为6. 25% ; 萤石精矿中Ca F2含量为95. 12% , 回收率为58. 07% , Ca CO3含量为0. 44% 。

( 2) 工业试验 ( T = 12℃) 采用的工艺流程及药剂制度与原捕收剂油酸条件下相同。工业试验统计结果表明, 单独应用ZYM捕收剂获得萤石精矿的品位高, 连续21个班累计指标为, 萤石浮选给矿Ca F2含量为22. 34% , Ca CO3含量为2. 40% ; 萤石精矿中Ca F2含量为93. 70% , 回收率为38. 10% , Ca CO3含量为1. 40% , 萤石精矿在产品品位相当的情况下较原工业生产使用油酸回收率提高3个百分点。

( 3) ZYM捕收剂在12℃ 条件下从白钨浮选尾矿低温浮选回收萤石开辟了新途径。

参考文献

[1]郴州氟化学有限责任公司.萤石浮选工业试验研究报告[R].长沙:湖南有色金属研究院, 2012.

浮选厂硫酸库管理制度 第5篇

1.1本制度规定了本公司硫酸的采购、储存保管、领取使用、生产、装卸和运输的要求。

1.2本制度适用于本公司硫酸的管理。内容和要求

2.1采购

2.1.1批量采购，由经营部提出采购申请，报主管副总经理批准后执行。

2.1.2月采购，由使用单位于每月28日前向经营部报需求计划，经营部审核，报主管副总经理批准后执行。

2.1.3急需用品，由使用单位向经营部报临时需求计划，经营部审核，报主管副总经理批准后执行。硫酸的采购应严格控制。

2.2装卸和运输

2.2.1装卸硫酸时，必须轻装轻放，严禁摔拖、碰撞、倾倒重压和摩擦，不得损坏包装容器，并注意标志，堆放稳妥。对不符合安全要求的不得装卸。

2.2.2运送硫酸时，应指派专人押运。

2.2.3运送硫酸时，应根据其性质，采取防火、防水、防爆、防毒、防潮、隔离、放粉尘飞扬和遮阳等措施。

2.3储存保管

2.3.1保管员应熟知硫酸的性质，具有安全防护知识，经专业培训，考试合格后持证上岗。

2.3.2保管员要严格遵守库房管理制度，安全操作规程，严格履行保管职能。

2.3.3不得在硫酸库房内饮食、吸烟、休息和办公。

2.3.4硫酸专用库，应符合有关安全、防火防水规定，并根据物品的种类、性质设置相应的通风、防爆、防雷干燥等安全措施。

2.3.5硫酸必须储存在专用仓库、专用储存室(柜)内，并设专人保管。而且要根据其性质限量保存。

2.3.6要严格遵守入库验收制度，核对、检验入库硫酸的质量、数量等，对不合格品严禁入库。并定期检查。

2.3.7硫酸应分类、分项存放，堆垛之间的主要安全通道，应当有安全距离，不得超量存储。

2.3.8仓库内严禁吸烟和使用明火，并备有足够的相应的消防器械和设施，以及通讯、报警装置。

2.4领取和使用

2.4.1硫酸的使用单位根据生产需要制定需求计划，说明其存放时间、地点、用量，经主管领导批准后领取。

2.4.2使用硫酸时，必须随用随领，领取的数量不得超过当班用量，剩余的要及时退回库房。

2.4.3使用硫酸的场所，应根据其性能设置相应的通风、防水、防火、防毒等安全设施。

2.4.4酸类物品，严禁于氰化物相遇。

2.4.5操作者工作前必须穿戴好专用的防护用品。

2.5报废处理

2.5.1硫酸用后的包装箱、纸袋、瓶桶等，必须严加管理统一收回。

浮选方案 第6篇

关键词：纹理单元；核密度估计；主元模型

中图分类号：TP 27文献标识码：A

1引言

浮选药剂概述 第7篇

白云鄂博铁矿是以铁、稀土、钍、旎为主的多元素共生矿,按其数量和用途应以铁为主,但按其价值讲稀土则为重要资源,特别是钍、铌矿物因其特殊用途,虽然数量较少,但其重要性却不亚于铁。白云鄂博的稀上资源中有98% 是轻稀土。稀土可应用于冶金、电子、化学等领域,在激光以及耐热合金和超导体方面有广泛的应用前景。钍在发展核电方面有着巨大的潜力,白云鄂博矿钍储量221412 吨(二氧化钍),占我国钍总储量286335 吨的77.3%,仅次于世界第一的印度343000 吨。美国国防部和日本防卫厅都把钍、铀等除钷以外的16 种稀土元素定为战略元素,法律规定国家要有一定量的储备。

随着科学技术的进步和国民经济的发展,白云鄂博的稀土、钍、铌等资源具有比铁资源更大的开发利用价值。2005年徐光宪、师昌绪等十五位院士联名向国务院建议,应该保护白云鄂博钍和稀土资源,逐步减少开采主矿和东矿而增加开采西矿,并最终封存主矿和东矿。具体来说,2004 年主东矿实际开采1000 万吨,建议2005 年起逐年减少,至2007 年底减至500 万吨,2009 年减至300 万吨,2012 年起停止开采,把主矿和东矿封存起来,用尾矿坝提供稀土的需要,并恢复植被。

2.铁矿浮选药剂

铁矿石中的主要脉石矿物是石英。浮选是富集细粒嵌布(<149μm)矿石的常用方法。主要有几种不同的浮选铁矿石的流程:1. 用阳离子捕收剂反浮选石英;2. 用阴离子捕收剂正浮选铁矿物;3. 用阴离子捕收剂反浮选活化后的石英。在1930 年~ 1940 年期间,大多数这类研究在美国进行。Hanna Mining和Cyanamid公司联合开发了两种阴离子捕收剂浮选流程。后一种流程20 世纪50年代美国矿业局(USBM)在密歇根和明尼苏达开发了阳离子捕收剂反浮选流程,该工艺以后成为美国和其它西方国家十分流行的铁矿浮选方法。阳离子捕收剂反浮选的第一次应用主要依赖于脂肪胺,后来用更有效的醚胺替代。

长期以来阳离子捕收剂反浮选流程成为最广泛应用的方法。用乙酸部分中和的醚胺(R-(OCH2)3-NH2)浮选石英。中和度是一个很重要的参数。较高的中和度可增加捕收剂的溶解度, 但会削弱浮选行为。目前供应的大多数醚胺中和度为25% ~ 30%。醚二胺和单醚胺混合应用可改善某些类型的铁矿的浮选行为。在一些选矿厂中,用燃料油部分代替胺[1]。燃料油的乳化在工艺中起着相当重要的作用,考虑到燃料油的价格比胺低,用普通起泡剂部分代替胺的可能性已经被研究,但是还需要做进一步研究。

氧化铁矿的阴离子捕收剂正浮选似乎是对低品位矿石或目前尾矿库中堆存的物料富集有吸引力。用脂肪酸作捕收剂,但脉石矿物的抑制剂一直是个需要攻克的难题[2]。

2.1 脱泥

USBM制定的阳离子捕收剂反浮选铁矿物前需要脱泥作业。矿粒在矿浆中的适当分散度是有效脱泥的必备条件。一种简单而廉价的方法是用大量的Na OH提高p H,使矿粒得到高度分散,这可增大矿粒间的电荷排斥力。简单和可靠的实验室试验提供了分散度与脱泥效果的相关性,这是预测浮选指标方法。Peres等研究了采自巴西CVRD矿山的9 个样品的上述相关性。p H值高于8 时,全部样品的分散度没有明显的增加。除了两个样品具有天然的高分散度外,含泥量( 浮选给矿中定量测定的含泥量) 对铁矿的浮选性均有影响。

Queiroz证明,对铁英岩型铁矿石采用擦洗可增加矿泥产率和浮选精矿产率,降低浮选尾矿和矿泥铁品位,同时降低精矿中的Si O2、Al2O3 和P含量,提高Gaudin选择性指数。除了改善浮选工艺性能外,擦洗还可降低捕收剂消耗量。

2.2 阳离子捕收剂

在早期USBM制定的工艺中使用的脂肪伯胺现在不再用于浮选铁矿了[3]。在脂肪伯胺的R基团和NH2 极性基之间插入(O-CH2)3 极性基团来改进伯胺的性质。由于有具有机醚官能特性的C-O共价键存在,所以,这类药剂属于所谓的醚胺类。亲水基团的存在改善了药剂的溶解性,促进药剂进入固—液和液—气界面上,增强气泡周围液膜的弹性,也影响极性基团的偶极矩,缩短主要介电弛豫时间(偶极重新定向的时间)。这个特性可能与胺的起泡性能有关。起泡剂影响矿粒与气泡之间的粘附动力学,使弛豫时间比接触时间短。在这些条件下,碰撞时间比气泡周围水膜变薄和破裂所需要的时间要长。

Papini等人完成了巴西Iron Quadrangle铁矿的大量小型浮选粗选试验。选择了不同阳离子捕收剂:脂肪一元胺、脂肪二胺、一元醚胺、二元醚胺、缩合物、煤油与胺的混合物。脂肪胺和缩合物浮选得到的精矿硅含量非常高。对于所研究的特定矿石来说,试验表明,一元醚胺的捕收效果优于二元醚胺,与预料不同的是,第二个极性基团增加了它的捕收能力。另一方面, 对于同样的矿物,当与煤油联合使用时,二元胺比一元胺更有效。在大型选矿厂中,为了降低精矿中的硅含量,常常混合使用二元胺和一元胺。当需要生产直接还原铁精矿的时候,二元胺的用量比例可以大些。在选矿厂实践中,混合使用醚胺和巴西“柴油”。这种产品类似于广泛应用于美国佛罗里达磷酸盐矿物浮选的ASTM5# 燃料油。将油乳化到胺溶液中是这项技术成功的关键。捕收剂混合物中油的比例约为20%。采用这个比例可以减少胺的消耗,并且不影响浮选回收率。对应用柴油的选矿厂尾矿库中的废水分析已超过一年,试验中没有发现有害的影响。废水的特性类似于使用柴油以前的情况。检测到苯酚的含量增加,但是这些苯酚可能来自另外的源头(如维修车间)的可能性。脂肪酸乳化的非极性油曾经在瑞典和俄罗斯氧化铁矿阴离子捕收剂浮选中得到成功的应用。

2.3 阴离子捕收剂

氧化铁矿阴离子捕收剂浮选是过去铁选矿厂工业实践的代表[4]。Gelmbotsky指出:“显然,阳离子捕收剂反浮选比阴离子捕收剂正浮选没有基本的技术优势,对于每一种特定的情况,捕收剂的选择主要决定于经济性和调整剂的效果”。对低品位铁矿、表外矿和老尾矿,氧化铁矿的正浮选似乎仍具有吸引力。然而,大多数实验室研究表明,用阴离子捕收剂(脂肪酸)或两性捕收剂(肌氨酸和磺化琥珀酸盐)浮选氧化铁矿可生产含硅量高的精矿。在这个体系中,硅酸钠不是有效的抑制剂。由于其价格高, 羟肟酸的应用潜力还未显示出来。

2.4 抑制剂

在铁矿浮选中,淀粉是氧化铁矿物的常用抑制剂,淀粉可以从几种植物(如玉米、木薯、马铃薯、小麦、大米和竹芋等)中提取。在矿物工业中,玉米淀粉至今是应用最广泛的一种。

从1978 年,巴西就在铁矿浮选中使用玉米淀粉[5]。这种药剂的商品名为Collamil,它由非常细和纯的产品组成。直链淀粉和支链淀粉的干基总含量达到98% ~99%,还含有少量的纤维、矿物质、油和蛋白质。这种淀粉用于Samarco选矿厂,也用在磷酸盐选矿厂中。

工业实践结果表明,非传统淀粉的使用不会损害选矿厂的冶金指标, 即铁的回收率和精矿中有害杂质的含量。

替代的非传统抑制剂的价格约为传统淀粉价格的一半。有8 个较强竞争力的不同的供应商,因此,淀粉用户比先前垄断时候有更宽松的环境。

尽管工业实践证实,两种淀粉的性能相近, 但传统淀粉的供应商认为,淀粉中的蛋白质对浮选可能有害。改进的哈里蒙德管微浮选试验结果表明,蛋白质含量最丰富的玉米蛋白是赤铁矿的抑制剂,其抑制能力与支链淀粉和传统玉米淀粉相同。

非传统淀粉提供合适的工业指标不是偶然的。从Pinto等人的微量浮选试验结果可知,支链淀粉是抑制赤铁矿更有效的淀粉化合物。一个玉米淀粉产品供应商开发出了一种普通的改性淀粉产品——“Waxy玉米淀粉”,它的支链淀粉含量为96%,而普通的黄玉米制成的淀粉中支链淀粉与直链淀粉之比为75%:25%。在工业上使用Waxy玉米淀粉的优势并没有看到,而产品也相当昂贵。

淀粉含油量高于1.8%,就应考虑泡沫稳定性的风险问题。如果矿石的烧损成分高,这种危险还增大。

为了增大玉米淀粉的溶解度,有两个可能的方法:在56℃的水中加热淀粉悬浮液或添加Na OH。由于在选矿厂中应用热水有一定的危险性,所以,目前所有公司均采用苛性钠方案。由于Na OH成本高,价格波动大,加热方案应受到关注,有可能变得具有吸引力。

从其它原料提供的抑制剂中,羧甲基纤维素(CMC)是目前潜力最大的一种。从技术上已证明这种药剂可以替代淀粉。分别对Quadrangle铁矿的不同铁矿石开展使用商业品级的CMC系列实验室研究计划,包括替代的用量和不同分子量的CMC试验。通常,全部CMC试验获得的精矿硅含量比使用淀粉时低些,但迄今为止,CMC试验获得的尾矿铁品位略高。

从运行成本的竞争力来考虑,CMC的操作用量至多为淀粉的1/5。CMC试验的用量范围是淀粉用量的1/10 ~1/5。即使CMC用量为淀粉量的1/10 时,一些CMC获得了相当好的结果。在研究中的另一个选择是使用合成的絮凝剂类聚合物,部分替代淀粉。对阴离子、阳离子和非离子聚丙烯酰胺进行了实验室规模的试验。这些药剂高得多的价格可以通过低得多的用量获得应用优势[6-7]。

2.5 起泡剂

尽管在美国铁矿反浮选中使用专用的起泡剂(乙醇和聚丙烯乙二醇)存有记录。但它们的使用不是常用的工业实践。浮选是在胺类阳离子和分子组分稳定的p H范围内进行,此时阳离子组分起捕收剂作用,而分子组分起到起泡剂作用。用专用的起泡剂部分替代胺的实验室研究正在进行中(单矿物浮选和矿石浮选)。目前获得的结果是具有吸引力的。

在一系列试验中,用合成的聚乙二醇类起泡剂约替代10% 胺总用量可提高浮选铁回收率和选择性。松醇油起泡剂替代胺时也取得较好的结果。另一方面,直链醇试验结果表明,与单用胺相比,浮选指标没有改善。

2.6 非离子表面活性剂

Filho L等人进行了实验室规模的非离子表面活性剂对用醚胺阳离子捕收剂浮选石英的影响试验。所试验的药剂是乙氧化的壬基苯酚,其中有两个或四个乙烯氧化物和乙氧化的脂肪醇。有两个乙烯氧化物的壬基苯酚与醚胺按1 ∶ 4 比例联合使用,可提高石英的可浮性20%。药剂也明显改善了系统的泡沫特性, 降低了系统的表面张力。

3.结语

我国铁矿资源丰富, 但随着开采的深入, 易选富矿越来越少, 取而代之的是难选贫矿越来越多。对于难选贫矿来说, 仅靠传统的磁选工艺难以达到冶炼的要求,于是浮选在铁矿选矿中所占的地位越来越重要。浮选之所以能被广泛应用于矿物加工, 重要的原因在于它能通过浮选药剂灵活有效的控制浮选过程, 成功的将矿物按人们的要求加以分开, 使资源得到综合利用。高效的、选择性好的浮选药剂的研究和发展, 成为引领浮选工艺发展的重要因素。

摘要：本文简要介绍了白云鄂博铁矿主要成分、分布状况,简单叙述了白云鄂博是内蒙古地区最大的钢铁能源基地,是以铁、稀土、钍、铌等为主的多元素共生矿,及储量分布。概述了铁矿浮选基本流程及铁矿浮选药剂种类。介绍了铁矿浮选药剂的的研究开发状况,对新型铁矿浮选药剂的性能进行了评述并指出铁矿浮选药剂的发展趋势。

关键词：铁矿,浮选药剂,阳离子捕收剂,阴离子捕收剂,抑制剂

参考文献

[1]胡龙,郑怀昌,肖刚.铁矿浮选工艺的发展[J].现代矿业,2010,(1):23-27.

[2]刘静,张建强,刘炯天.铁矿浮选药剂现状综述[J].中国矿业,2007,16(2):106-108.

[3]罗秋良.钾矿浮选药剂进展[J].国外金属矿选矿,1988,(1):34-36.

[4]H·K·阿尔盖布拉依斯多娃,汪镜亮,雨田.浮选含金矿石的新药剂[J].国外金属矿选矿,2006,(1):11-12.

[5]朱建光.2008年浮选药剂的进展[J].国外金属矿选矿,2009,(1):2-8.

[6]葛英勇,余俊,朱鹏程.铁矿浮选药剂评述[J].现代矿业,2009,(11):6-10.

浮选方案 第8篇

1 矿石性质及清洁硫精矿

1.1 矿石性质

四川叙永硫铁矿的矿石构造主要为浸染状构造、条带状构造等。矿石结构主要有自形晶粒状结构、半自形晶及它形晶粒状结构等。该矿石中主要矿物为黄铁矿, 另有极微量的磁铁矿、方铅矿和闪锌矿等。脉石矿物主要是高岭石、粘土矿物等。原矿含硫品位为19.04%。

矿石中的黄铁矿多呈稠密浸染状和自形-半自形粒状, 其中以立方体形黄铁矿占优势。粒径一般为0.1mm, 较大的有0.15~0.22mm。主要分布于砂粒之间的填隙及石英砂中, 有的砂粒有密集的微粒状黄铁矿。粘土矿物沿黄铁矿的不规则裂隙充填, 分布无序。主要由显微鳞片状集合体组成或呈细小放射状或花瓣状集合体高岭石组成。

1.2 清洁硫精矿

黄铁矿的理论品位含Fe 46.6%、S 53.4%。硫精矿是生产硫酸的原料, 在老式沸腾炉焙烧过程中, 黄铁矿中的硫元素被提取而铁元素残留于烧渣中。由于硫精矿含硫品位仅有32%~42%及和黄铁矿单体解离度较差等原因, 沸腾炉产出的黄铁矿烧渣需进行磁选、重选、浮选等选矿方法处理后方可作为炼铁原料, 但是要达到含铁品位>61%, 含硫量<0.3%的铁精矿标准几乎不可能, 且经过选矿处理后仍要丢掉一部分尾矿, 常会造成二次环境污染。

新式沸腾炉对炉子结构、物料腔内停留时间及气速、风量等技术参数进行了技术创新, 在硫精矿品位>47%的条件下、可使黄铁矿烧渣铁品位>61%, 含硫量<0.3%, 达到商品铁精矿质量标准, 从而使黄铁矿烧渣的综合利用问题得以彻底解决。因此, 对禀赋较好的黄铁矿石, 生产清洁硫精矿是提高经济效益、社会效益、环境效益和矿产综合利用水平的必然选择。

2 黄铁矿可浮性

研究指出, 黄铁矿的晶格常数是影响其可浮性的主要因素之一, 黄铁矿晶格常数减小, 可浮性增大, 反之可浮性降低[2]。研究还发现, 黄铁矿表面动电位-ZETA电位随p H值的变化而荷正电或负电, 从图1可见, 在酸性区间内, 黄铁矿表面电荷为正。这种表面正电荷是造成带负电的捕收剂黄药和黑药等阴离子在p H<6时吸附在黄铁矿表面的主要原因[3]。

尹冰一研究了黄铁矿在自诱导条件下, 矿浆p H值、矿浆电位与浮选回收率的关系。由图2可以看出, 黄铁矿自诱导可浮矿浆p H区间是4.2~8, 相对应的矿浆电位区间是285~360m V, 在不同p H值条件下, 矿浆电位的可浮区间不同。酸性条件下、可浮区间较大, 回收率较高;中性和碱性条件下、可浮区间变窄, 回收率下降[4]。

选矿生产实践表明, 黄铁矿容易用黄药等捕收剂浮选。但它在碱性介质中氧化速度较快, 氧化结果使矿物表面生成亲水性的Fe (OH) 3薄膜, 妨碍捕收剂作用而受到抑制。在酸性介质中, 黄铁矿表面的Fe (OH) 3薄膜被溶解, 暴露出新鲜表面, 有利于捕收剂吸附, 而p H值较低时, 甚至在黄铁矿表面还可能生成元素硫, 增强其疏水性, 使可浮性变好。

黄铁矿可浮性的理论研究表明, 要使黄铁矿浮选回收率令人满意, 酸性介质是必要条件;在中性或弱酸性介质区间, 虽然可浮区间变窄, 但仍有相当部分可浮。因此, 生产实践中, 为了获得较高回收率, 常用价格较廉的硫酸调整p H值, 在酸性介质中浮选黄铁矿。

3 常规黄铁矿选矿工艺流程

对四川叙永黄铁矿进行了工艺矿物学研究、磨矿细度试验、抑制剂筛选及用量试验、捕收剂筛选及用量试验、常规全流程开路试验和闭路试验等一系列的选矿试验研究, 其选矿工艺流程见图3。

研究结果表明, 在原矿含硫品位19.20%、磨矿细度-0.074mm 65%、脉石分散剂水玻璃900g/t、调整剂硫酸600g/t、捕收剂丁基黄药320g/t、起泡剂2号油60g/t条件下, 采用一粗二扫二精工艺流程, 闭路试验可获得含硫49.53%、回收率94.27%的清洁硫精矿。

全浮选工艺流程产出的硫精矿均要经过精选, 且为了矿物表面荷正电, 让带负电的捕收剂易于吸附在其表面, 需在矿浆中加入大量硫酸。显然, 该工艺流程, 硫酸用量较高, 需要的浮选机台数较多。因此, 优化黄铁矿浮选工艺流程, 研究减少浮选机台数和硫酸用量的选矿新工艺技术是不争的事实。

4 分步浮选工艺流程研究

4.1 浮选时间试验

研究表明, 在同一种矿石中往往有一部分黄铁矿在中性或弱酸性介质中的可浮性仍较好。值得注意的是, 品位较高的黄铁矿石, 经碎磨解离后它的初始矿浆p H值往往呈弱酸性, 这一现象对禀赋较好的黄铁矿浮选尤其应加以利用。

四川叙永硫铁矿石磨至-0.074mm 60%时, 自然p H值为6.5左右, 药剂制度为水玻璃用量300g/t、丁基黄药用量160g/t、2#油用量30g/t, 浮选时间与选别指标关系见图4。

从图4中可见, 在不添加硫酸条件下, 浮选时间为20s+20s+20s的硫精矿产率为21%左右、硫品位为50.76%左右、回收率为50%左右。显然, 矿石中部分黄铁矿在中性或弱酸性介质中较好的浮游特性, 对优化黄铁矿浮选工艺技术是十分有益的。

4.2 分步浮选工艺流程

根据黄铁矿自诱导行为, 电化学研究和四川叙永硫铁矿浮选时间试验结果, 进行了分步浮选法从黄铁矿中生产高品位硫精矿的新工艺流程试验。

该工艺流程的磨矿细度、选矿药剂种类均与常规全浮选工艺流程相同, 不同的是将粗选分为二步[5]。第一步是在不加硫酸、添加水玻璃、丁基黄药和2#油条件下, 从粗选中直接产出含硫品位>50%的优质硫精矿Ⅰ, 第二步将产出硫精矿Ⅰ的尾矿添加硫酸, 将矿浆p H值调整到4.5~5.5, 再加入水玻璃、丁基黄药和2#油条按常规浮选工艺流程进行一粗二扫二精工艺流程, 产出含硫品位>46%的硫精矿Ⅱ, 将硫精矿Ⅰ和硫精矿Ⅱ混合, 获得含硫品位>49.38%、回收率>94.33%清洁硫精矿。分步浮选工艺流程见图5。

4.3 分步浮选与常规全浮选工艺比较

闭路试验结果表明, 分步浮选与常规浮选工艺相比较优点为:

一是分步浮选可首先选出部分清洁硫精矿, 其后的浮选作业仅对产率为77%左右的物料进行选别, 生产上浮选机的台数可减少。若使用5A浮选机 (1.1m3/台) , 按处理量500t/d、矿石比重2.9、初始矿浆浓度35%计算, 分步浮选工艺可节省浮选机4台。

二是分步浮选新工艺的硫酸总用量, 较常规全浮选工艺可节省1/4, 即处理一吨矿石节省硫酸用量150 g/t左右。

4.4 分步浮选工艺流程在选矿厂的应用

获得国家发明专利的分步浮选新工艺, 在四川施可丰沪洲化工有限公司选矿厂得到成功应用。三年来, 选厂共生产出含硫品位48%左右的清洁硫精矿20余万t, 平均硫酸用量400g/t左右, 平均硫回收率96%左右。

选矿厂生产出的清洁硫精矿供该公司硫酸厂新型沸腾炉之用。清洁硫精矿经沸腾炉焙烧后产出的黄铁矿烧渣含铁品位>61%, 含硫含硫量<0.3%, 质量非常稳定, 它直接作为炼铁原料。

生产实践表明, 分步浮选工艺技术具有生产稳定、硫酸用量省、生产成本低等优点, 经沸腾炉焙烧后黄铁矿烧渣可直接作为炼铁的原料, 技术经济环保指标好。

5 结论

(1) 为适应复杂多变的矿产资源回收要求, 在常规浮选工艺的基础上, 人们经过长期的生产实践及科学研究, 已开发出了众多新型的浮选工艺。但是, 对经济价值较低的黄铁矿选矿, 优化选矿工艺、节省药剂用量、降低生产能耗仍是值得研究的。

(2) 从黄铁矿矿石中浮选清洁硫精矿的研究结果和生产实践表明, 用分步浮选法工艺技术处理禀赋较好的黄铁矿矿石, 可以简化选矿工艺流程, 降低硫酸用量, 产出含硫品位>48%的清洁硫精矿。该精矿经新型沸腾炉焙烧后其烧渣铁品位>61%, 含硫量<0.3%, 可直接作为炼铁的原料, 从而使黄铁矿烧渣综合利用的问题得以解决。

参考文献

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煤炭浮选机性能优化研究 第9篇

梁北选煤厂隶属于河南神火集团有限公司,是一座处理能力为1.5 Mt/a的矿井型选煤厂。该厂入洗原煤煤质易碎,-1 mm含量占原煤总量的54.6%,因此该厂采用的选煤工艺为:-50 mm脱泥后,采用有压三产品重介旋流器分选+粗煤泥TBS分选+煤泥浮选+尾煤浓缩压滤的联合分选工艺,该厂的煤泥浮选设备为3台XJX-T12型浮选机。浮选环节在该厂的生产占比较重,在生产过程中该厂浮选环节经常出现浮选指标不稳定、搅拌电机易起热、搅拌电机维修困难等问题。但是现阶段企业资金不足以进行设备更新,所以对现用浮选机进行了技术改造,以解决其运行中存在的问题。

1 XJX-T12型浮选机的结构及工作原理

1.1 结构

XJX-T12型浮选机是在XJX-Z8型浮选机基础上研制出来的,单槽容积为12 m2。主体由电动机、搅拌机构、刮泡机构、槽体、进料机构等组成,其结构如图1所示。

1.2 工作原理

一定粒度和浓度的矿浆与浮选药剂混合后送入到浮选机第一室的循环井中,在叶轮的旋转作用下形成负压区。在负压作用下,从叶轮下部假底吸入的矿浆与叶轮上部循环孔吸入的空气和循环矿浆混合。在叶轮的离心力作用下,混合后的矿浆被甩到槽底及槽底的导流板上,气泡进一步破碎与煤粒充分接触,形成矿化气泡。被矿化后的气泡不断上升到液面,形成泡沫层,由刮泡机构刮出后成为精矿泡沫。未充分浮选的矿浆通过中矿箱被下一槽的叶轮吸入,继续进行浮选。不能与气泡结合的矸石与其他杂物则留在槽中,通过尾矿排出,成为浮选尾矿。这样就完成了整个浮选过程,实现了有用矿物和无用矿物的分选[1]。

2 XJX-T12型浮选机存在问题及原因分析

梁北选煤厂入洗原煤为梁北矿井的二1煤,该煤种煤各煤类显微煤岩组分均以镜质组为主,镜质组粘结性较强,硬度较小,受挤压易碎,镜质组含量高的煤容易破碎成粉煤。因此该煤种的煤泥含量特别大,原生煤泥的煤泥含量达到40%,加入次生煤泥科达到50%。经分步释放实验分析,该煤为可浮性为易选。

2.1 存在问题

XJX-T12浮选机选择性较好,但生产中也暴露了一些问题。

(1)浮选机搅拌电机故障频繁。根据实际生产情况,选煤厂采用的搅拌电机功率为45 k W。搅拌电机在运行中经常超负荷运行情况,测量电流为70~110 A,电机温度经常超过90℃,夏季超标情况更严重[2],出现过多次电机因高温烧坏现象。

(2)浮选电机维修困难。由图1可以看出,浮选机的搅拌电机安装方式为V3,该安装方式传动端盖上有凸缘,凸缘上又通孔,传动端轴伸向上,借助凸缘在顶部基础构件上安装。这种安装方式虽然节省了空间,但是使得检修空间十分狭窄。另外电机倒置安装也增加了电机散热的难度,是导致电机高温的一个原因。

(3)浮选机的吸浆、吸气能力易受影响[3]。由于煤浆中含有的木块和线头等杂物,容易堵塞定子、套筒循环孔,导致叶轮吸浆吸气能力下降。

(4)处理能力不足。由于选煤厂的工艺改造,原煤处理能力增加小时带煤量可达到350 t,这样就增加了进入浮选的煤泥量和矿浆量。由于XJX-T12浮选机的中心入料的形势限制了其进一步提高处理量的可能性。由于处理能力不足,也导致了浮选指标的下降,尾矿灰分长期打不到生产需求。

2.2 原因分析

(1)XJX-T12型浮选机采用了中心入料管入料的方式,全部新鲜矿浆通过叶轮吸力进入浮选机。这样虽可加快浮选速度,增加对难浮选煤泥的选择性,但也导致矿浆通过量减少,动力消耗增加。

(3)由于XJX-T12型浮选机的电动机的安装方式为V3型,这样一方面增加了电动机的散热难度,也使得检修空间十分狭小,增加了检修的难度。

3 改造方案

通过分析可知造成现用浮选机存在以上问题,主要由于浮选机的入料方式、电动机的安装方式以及搅拌机构不适合现有生产情况[5]。通过综合考虑,选煤厂对现有的浮选机进行了改造,改造主要分为以下几个方面。

(1)改变浮选机电动机的安装方式,将浮选机电机由V3型改为V1型。这样的安装方式可以使电动机在垂直方向上调转了180°,改善了电机的安装环境、增大了检修空间,同时有利于电机的散热,安装后如图2所示。

(2)将浮选机的入料方式由中心入料方式,改为假底底吸、四周溢流的入料方式。改造中保持原来的槽体不变,在第一室的槽体上增设入料箱,入料直接给入到第一室的假底下,使物料不受叶轮吸浆能力的限制稳定了矿浆的流态,在增加矿浆流量的同时降低了电动机的负荷。改造前后的入料结构如图3所示。

(3)改造各室之间的中矿箱,将原来的中心入料管拆除封闭,在原来的中矿箱的底部开口,使煤浆直接给入到假底的底部。

(4)拆除原来的假底稳流板和搅拌机构,在现有基础上设计了新的XJM-S12型的假底稳流板和搅拌机构。

4 改造效果

通过对XJX-T12的一系列改造,提高了浮选机的矿浆通过量及浮选尾煤的灰分,降低了浮选机的电能消耗,取得了较好的经济效益。通过对浮选机入料方式的改造,解决了由于叶轮吸浆造成的电能消耗大的问题,同时也解决了原来浮选机矿浆通过量不足的问题。改造前后浮选机各室电流均有不同程度降低,平均降幅11.55 A。按选煤厂每年运行330 d、每天运行16 h计算,每年节约电量127 883k Wh。同时由于电机电流的降低,也降低了电机发生故障的频率,自从改造后未发生因电流过大烧坏电机的现象。改造前后各室电流对比见表1。

由于改造后提高了浮选机的处理能力,也使得选煤厂的浮选效果有一定程度的改善。改造前后的浮选效果对比见表2。

由表2可知,浮选机改造完成后,浮选机的精煤灰分由10.65%降到了10.48%,尾煤灰分、精煤产率、浮选完善指标分别提高了9.68%、1.09%和3.52%。可见改造后的浮选机可以在降低精煤灰分的同时,提高精煤产率、尾煤灰分和浮选完善指标[6,7]。按选煤厂的去年生产情况计算可多回收精煤0.825万t,按精煤价格600元/t、煤泥价格80元/t计算,可增加经济效益429万元。

另外,由于浮选机搅拌电机安装方式的改变,改善了浮选机的工作环境。不但可以降低浮选机的电机温度,也降低了浮选机电机的检修难度。更换电机的时间有原来的2.5 h降低到1 h。

5 结语

通过对XJX-T12浮选机入料方式、搅拌机构的改造,使得浮选的矿浆流态更加合理,在提高浮选机工作效率的同时降低了搅拌电机的电能消耗;通过对搅拌电机安装方式的改造,使得搅拌电机的工作环境得到改善,在提高了散热效率的同时降低了检修的难度。选煤厂通过对浮选机的改造,创造了良好的经济和社会效益,在当前的煤炭形势下,对老厂浮选系统的性能提升提供了一条可选择的方案。

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2012年浮选药剂的进展 第10篇

1.1 巯基乙酸异辛酯与丁黄药混用浮选刁泉硫化银铜矿

合成巯基乙酸异辛酯分3步进行。首先用氯乙酸与异辛醇作用生成氯乙酸异辛酯,反应式为:

ClCH2COOH+异undefinedCOO异-C8H17+H2O

第二步用硫代硫酸钠与氯乙酸异辛酯反应合成布氏盐:

ClCH2COO异undefinedCOO异-C8H17+NaCl

第三步将布氏盐水解生成巯基乙酸异辛酯:

undefinedCOO异-C8H17+NaHSO4

巯基乙酸异辛酯粗产品为棕黄色油状液体,纯者为无色油状液体,略具香味,可燃,对火的敏感性与松醇油相当,微溶于水,粗产品便可作捕收剂使用,可直接加入浮选槽或搅拌桶中。对刁泉银铜矿浮选实验研究结果表明,在给矿性质,品位相差不大的情况下,使用巯基乙酸异辛酯与丁黄药作捕收剂,给矿含铜0.73%,含银52.26g/t,可得到精矿品位22.68%Cu,含1511.8g/t Ag,铜回收率88.35%,银回收率81.09%的铜精矿,与用原药剂相比铜精矿品位提高了6.12%,铜回收率提高了5.58%,银精矿品位提高了372.6g/t,回收率提高了6.97%。

1.2 EP捕收剂浮选硫化铜矿[2]

用N-乙基硫代氨基甲酸酯,N-二乙基二硫代氨基甲酸丙氰酯烃类化合物为主要原料加工而成的EP捕收剂,分子中的氮元素有孤对电子,以共价键的形式与铜作用具有选择性;分子中的S原子对硫化铜矿具有广泛的捕收性能兼选择性,对矽卡岩型次生铜高的铜矿石有良好的选择性,能在低碱度环境中实行铜硫分离。对原矿含铜0.59%,含硫10.65%的给矿,闭路试验可得到含24.65%Cu,回收率77.67%的铜精矿,含48.30%S,回收率82.69%的硫精矿。

1.3 用混合硫化矿捕收剂浮选黄铜矿的协同效应

用两种或两种以上捕收剂混合使用,往往比单一用药浮选效果好。在pH=9.2时,用紫外光谱研究二丁基胺黑药Z-200和二异戊基黑药。Z-200在黄铜矿的吸附试验结果表明,两种药剂的混合比例和加药顺序很重要。测定混合用药在黄铜矿表面的药剂总量和单一药剂吸附量,得出两点结论:在二异戊基黑药比Z-200均为70∶30,一组是二异戊基黑药先加,后加Z-200;另一种是二异戊基黑药和Z-200同时加,均产生正的协同效应。同时两种药剂混合比例对协同效应也有影响。上述论点与本文作者用混合用药浮选锡石细泥得的结果相似[4]。

1.4 从炼铜炉渣中浮选铜

对某铜业公司铜渣中浮选回收铜,用磁选方法回收铁,磨矿细度为-0.037mm95.27%,通过一粗二扫再精选的浮选闭路流程获得铜品位46.36%,回收率83.63%的铜精矿,浮铜尾矿通过两段磨矿加入分散剂进行磁选获得铁品位51.81%,回收率30.85%的铁精矿[5]。

将某炼铜炉渣湿磨后,用丙基黄药和烷基羟肟酸混合捕收剂进行浮选比单用黄药浮选铜回收率提高7～10个百分点[6]。

根据某含铜炉渣的工艺特性,进行晶体调控及浮选试验研究,通过控制炉渣的缓慢冷却制度,以“包渣缓冷”的方式使含铜炉渣在1000～1250℃的温度范围内,以小于3℃/min的速度冷却,可以控制炉渣粘度保持在0.25Pas以下,从而保证炉渣中+20μm的铜颗粒含量大于85%。对经过晶相调整的含铜炉渣进行浮选试验,采用一段磨矿-0.074mm 72%,用硫化钠作调整剂,丁黄药作捕收剂进行二次粗选,粗选尾砂再磨至-0.045mm 80%,进行两段粗选和两次扫选,丢尾,扫选精矿再选,得精矿。将粗一粗二精矿合并的铜浮选流程,可得到含铜29.84%,回收率94.18%的铜精矿[7]。

1.5 GY捕收剂浮硫[8]

用GY捕收剂、乙硫氮、丁胺黑药、异戊基黄药分别作捕收剂浮选某硫铁矿矿石,对比结果表明,GY捕收剂的效果最好,在磨矿细度-0.074mm79.44%,GY用量380g/t,松醇油用量150g/t的条件下,通过一粗一精一扫闭路流程,可从品位11.98%S的给矿得到含硫45.36%,回收率80.55%的硫精矿。

1.6 Y89-3浮黄金[9]

矿石类型为石英脉黄铁矿型金矿,含金2.59g/t,磨矿后采用两粗两扫两精流程,用Y89-3作捕收剂闭路结果:从含金2.70g/t的给矿得到含金30.89%g/t,回收率79.33%的金精矿。比用丁黄药作捕收剂回收率提高7.92%,比用戊黄药作捕收剂回收率提高15.48%,比用捕金灵作捕收剂回收率提高15.78%。

2 氧化矿捕收剂

2.1 已知结构的氧化矿捕收剂

2.1.1 羧酸类捕收剂,油酸和改性油酸反浮铁矿[10],改性油酸YS-1的制法

热水浴控制温度90℃左右,用200g高锰酸钾和150mL浓盐酸反应制氯气,将氯气与空气1∶1混合通入50mL的油酸中,按0.1L/h通入,并不断搅拌,反应2h后得棕色液体,得改性油酸称YS-1。反应放出的氯化氢可用水或碱液吸收,以防污染;在温度90℃左右将20mL浓硫酸慢慢滴入50mL油酸中,并不断搅拌1h后,得棕色液体产品就是改性油酸YS-2。

用油酸YS-1,YS-2作捕收剂进行了单矿物可浮性试验,人工混合矿浮选试验,铁矿石浮选试验。YS-1的捕收性能最好,YS-2次之,油酸最差。笔者认为YS-1制成产品后,必须鼓进空气将残留在产品中的氯气和氯化氢吹去,否则使用时这两种气体析出,浮选环境较差。

用单矿物浮选方法研究混合脂肪酸在白钨矿与萤石、方解石浮选分离中的作用[11]。与单用油酸钠相比,油酸钠与正辛酸钠,月桂酸钠与硬脂酸钠组合后使用,对白钨矿,萤石的捕收能力显著增强,对方解石的捕收能力变差,以组合药剂为捕收剂,添加水玻璃后,白钨矿与萤石,方解石的可浮性差异显著,并通过接触角,表面张力测量初步讨论其作用机理。

用油酸作捕收剂,CMC和水玻璃做抑制剂絮凝浮选攀枝花微细粒钛铁矿[12]:微细粒钛铁矿难浮的原因是粒度太细,选择性絮凝浮选是一种方法。通过浮选试验粒度分析,ξ-电位测定试验和电子显微镜扫描,发现CMC对钛铁矿和钛辉石均能起絮凝作用,没有选择性。当用水玻璃与CMC同时用作调整剂时,能达到选择絮凝的目的,这是因为这两种絮凝剂同时使用时,竞争吸附在这两种矿物表面发生。在钛铁矿表面CMC的吸附比水玻璃强,因此CMC能吸附在钛铁矿表面而起絮凝作用;水玻璃对钛辉石的吸附能力比CMC强,因此吸附在钛辉石多而起分散作用和抑制作用。用油酸作捕收剂进行浮选时,钛铁矿的絮团被浮出,钛辉石被抑制,用这种方法絮凝浮选微细粒钛铁矿,TiO2回收率从52%上升到68.28%。

烷基丙二酸的合成和它对氧化铅锌矿的捕收性能[13,14]:

合成原理为丙二酸二乙酯+卤代烷反应后加碱水解再酸化而成,反应式如下:

合成了十二烷基丙二酸,辛基丙二酸,苄基丙二酸,并和十八胺分别对兰坪氧化铅锌矿作对比试验,结果表明三种烷基丙二酸的精矿品位均低于用十八胺作捕收剂的精矿品位,但铅锌回收率高于十八胺,尤其苄基丙二酸的效果最好,有一定的应用前景。

2.1.2 烃基磷酸[15]

烃基磷酸的合成原理:

合成手续:先将溶剂一氟二氯乙烷200mL加入安有搅拌器,温度计并进入水浴的反应器中,并开始搅拌,一次加入五氯化磷110g,慢慢加入烯烃50g,此时开始有氯化氢放出,用水或碱液吸收氯化氢,慢慢加热到50℃,反应充分完成后,加水进行水解,水解产生的氯化氢也用水或碱液吸收,水解完后,用蒸馏法回收溶剂,得粗产品,用重结晶法提纯,经真空干燥得烃基磷酸纯品。

辛基磷酸的捕收性能:对四川某选钛厂钛铁矿试样作浮选试验,经一次粗选,粗精矿品位达到38.8%TiO2,回收率90.42%,经一次粗选两次精选开路流程,精矿品位46.29%TiO2,回收率80.25%,指标高于原用浮钛捕收剂;用该磷酸在广西浮选锡石细泥的小型试验,对重选产生的细泥脱硫后的锡石细泥,经一粗一精一扫粗精和扫精合并,品位达到3.38%Sn,回收率51.38%,比原用捕收剂高。

对某金红石矿做了浮选试验,给矿磨至-0.074mm50%,易浮脉石经浮选抛尾,所得的含金红石粗精矿含金红石2.72%,用苯甲羟肟酸,油酸,有机磷酸浮选该矿,各自的较佳条件浮选试验结果:用有机磷酸的精矿品位12.83%TiO2,回收率85.65%,比用苯甲羟肟酸,油酸的效果都好。笔者认为辛基磷酸类捕收剂原料来源广,可用丁烯二聚合得辛烯,来源广合成步骤简单,捕收性能好,毒性低,有推广价值,但对合成时产生的氯化氢,腐蚀性大,必须使用耐腐蚀设备生产。

2.1.3 羟肟酸类捕收剂

烷基羟肟酸浮选胶磷矿与白云石[16]:用烷基羟肟酸对胶磷矿与白云石的分选,做了捕收剂用量,pH值,浮选温度,Ca2+,Mg2+,Fe2+对浮选性能的影响试验,结果表明,当给矿品位17.36%P2O5,MgO品位4.43%,经一粗一精流程,精矿品位31.16%P2O5,回收率90.37%以上,精矿中MgO低于1.3%。证明烷基羟肟酸浮选胶磷矿与白云石具有选择性。

用水力旋流器脱去黑钨细泥中的一部分微泥后[17],用苄基羟肟酸和改性油酸浮选黑钨细泥,然后用离心机处理浮选的黑钨精矿。工业试验结果表明,给矿矿泥含4.19%WO3,可得到精矿WO3品位大于50%,回收率大于65%的黑钨精矿。

用苯甲羟肟酸为捕收剂[18]浮选黑钨、白钨与含钙矿物的单矿物和人工混合矿,试验结果表明,苯甲羟肟酸对上述矿物的可浮性成下述次序:黑钨矿>白钨矿>其他含钙矿物。

柠檬酸可以作黑钨浮选优先浮选的选择性抑制剂,选择性的抑制作用,在于柠檬酸在黑钨表面吸附不牢固,难以阻止苯甲羟肟酸的吸附;柠檬酸能选择性络合白钨矿和其他含钙矿物表面的钙离子,导致其表面与捕收剂作用的活性点减少而起抑制作用。

用叔-丁基苯甲羟肟酸(代号TBHA)浮选钛铁矿单矿物,并研究其作用机理[19],试验结果表明,在pH 6.5～8.5范围内,TBHA对钛铁矿的捕收能力很强,在pH 7.0～10.0,TBHA在水中呈阴离子,ζ-电位侧视结果显示,钛铁矿吸附TBHA后,显得带负电,显示TBHA在钛铁矿表面的吸附是化学吸附,红外光谱分析进一步证明TBHA在钛铁矿表面的吸附是化学吸附。

2.1.4 胺类捕收剂

为合理开发锂辉石资源,有效地回收锂矿物,在酸性介质中用十二胺[20]作捕收剂预先浮选脉石,浮选脉石尾矿浮锂,采用Na2CO3-NaOH-CaCl2组合调整剂,氧化石蜡皂加油酸做混合捕收剂浮选锂矿物,从给矿含Li2O1.38%获得精矿6.15%Li2O,回收率75.4%的锂辉石精矿。

用十二烷氧基丙胺-1[21](代号ON12)和十二胺(DDA)分别作捕收剂对高岭石、叶腊石、伊利石进行微型浮选。DDA为捕收剂浮选结果,高岭石、叶腊石、伊利石的最大回收率分别为80%,60%,50%;用ON12作捕收剂在pH系列试验使用相同浓度,在pH为6时,高岭石有较强的捕收性能,用侧视ζ-电位和红外光谱技术,研究ON12在高岭石、叶腊石和伊利石表面的作用机理主要是静电吸附。

用二辛基二甲基溴化铵(代号DDAB)作捕收剂[22]研究白钨矿、方解石单矿物的浮选行为,混合矿的浮选分离和柿竹园白钨矿的常温精选,试验结果表明:在单矿物和混合矿浮选中,DDAB对白钨矿的捕收能力和选择性均优于油酸;其最佳pH值为8～10,在柿竹园白钨浮选用的粗精矿是由733加苯甲羟肟酸粗选而得,用DDAB作捕收剂,浮选该粗精矿,开路精选结果,得到精矿品位56.63%WO3,回收率43.83%的指标,这些都证明DDAB是一种新型高效的白钨常温浮选捕收剂,通过方解石、白钨矿表面的动电位分析,DDAB结构分析,与白钨作用的红外光谱分析和量子化分析推断,DDAB主要靠静电力与白钨矿表面作用。

2.2 用代号表示的氧化矿捕收剂

2.2.1 ZZ浮钛捕收剂[23]

针对陕西某钛铁矿的性质和特点,用弱磁选优先选别钛磁铁矿,弱磁尾矿用高梯度磁选抛尾,高梯度磁选精矿,浮选脱硫,浮硫尾矿浮钛,采用硫酸82g/t,水玻璃122g/t,为调整剂,捕收剂ZZ 204g/t,通过一粗一扫四精闭路流程,可以从品位7.90%TiO2的给矿得到品位46.26%TiO2,回收率45.28%的钛精矿。

2.2.2 螯合捕收剂浮钛铁矿[24]

试样取自攀西某选钛厂,含TiO2 9.16%,粒度-0.038mm95%,该选钛尾矿中含有部分钛磁铁矿,为了强磁选能顺利进行,在强磁选前用弱磁除铁,然后将除铁尾矿用强磁处理富集钛铁矿,抛弃大部分脉石,得到产率43.13%,钛品位17.21%TiO2,回收率75.41%的强磁精矿,强磁精矿中含有少量硫化矿,先浮选脱硫后得到的浮硫尾矿浮钛,用水玻璃作调整剂,螯合捕收剂作浮钛捕收剂,通过一粗一扫四精的闭路流程,可以从17.21%TiO2的给矿得到品位44.89%TiO2,回收率70.59%的钛精矿。

2.2.3 浮钛捕收剂和EMZ01辅助捕收剂浮钛铁矿[25]

某钒钛磁铁矿选铁尾矿,含TiO213.93%,矿石产于高钛型钒钛磁铁矿,矿石组成复杂,金属矿物主要是钛铁矿、钛磁铁矿,脉石主要是辉石、斜长石和橄榄石,针对该选铁尾矿性质,主要采用强磁选-浮选流程,经强磁抛尾后,强磁精矿作为浮选物料,将该物料磨至-0.074mm85.51%为入浮物料,先浮选脱硫,再采用H2SO4、水玻璃、草酸作调整剂,加浮钛捕收剂2750g/t和辅助捕收剂EMZ01 400g/t,进行一粗三扫三精中矿顺序返回闭路流程,闭路结果得含TiO248.83%,回收率85.30%的钛精矿。

2.2.4 DLC-2浮选铁矿[26]

用DLC-2和现场使用捕收剂分别浮选某铁矿,开路浮选结果表明,与现场使用药剂相比,在回收率相近的情况下,DLC-2可获得品位58.34%Fe的精矿,高于现场使用药剂1.64%个百分点并研究其作用机理。

2.2.5 DA-1反浮选齐大山混磁精矿[27]

采用新合成的两性捕收剂DA-1对鞍钢齐大山选矿厂混磁精矿反浮选条件试验后,确定粗选条件为温度20℃,pH为11.5,DA-1 600g/t,抑制剂糊化淀粉600g/t,在适宜的工艺条件下,采用一粗二扫中矿顺序返回的闭路流程,闭路结果可从品位42.92%Fe的混磁精矿获得品位67.31%Fe,回收率87.90%的铁精矿。

2.2.6 GB-609反浮选铁矿[28]

新疆博伦铁矿磁化焙烧所得铁精矿品位仅60%左右,含硅10%以上,采用阳离子捕收剂GB-609进行提铁降硅反浮选试验,获得铁品位65.59%,回收率95.94%的反浮选精矿。

2.2.7 DZN-1反浮选混磁精矿[29]

对鞍钢齐大山选厂混磁精矿进行了反浮选条件试验,温度25℃,pH为11.5,捕收剂DZN-1 800g/t,活化剂氯化钙200g/t,抑制剂羧基甲基淀粉600g/t,采用一粗一扫中矿顺序返回闭路流程,处理品位46.02%Fe的混磁精矿,获得品位65.83%Fe,回收率89.56%的铁精矿。

2.2.8 LW61浮选氧化铜银矿[30]

某氧化铜银矿含铜0.86%,含银116.32g/t,用常规药剂硫化钠,水玻璃,戊基黄药,丁胺黑药和松醇油浮选,铜精矿品位达到16.45%Cu,回收率31.2%;用新药剂LW61作捕收剂浮选,给矿品位0.85%Cu,精矿品位14.23%Cu,回收率52.43%,精矿含银999.32g/t。可见新药剂比旧药剂效果好。在做了条件试验后做闭路试验,通过一粗二扫二精流程,闭路结果从含0.87%Cu,含银67.39g/t银的给矿得到精矿15.2%Cu,回收率74.59%,含银1035g/t,收率65.29%的铜精矿。

2.2.9 SM-11混合捕收剂浮选氧化铅锌矿[31]

云南某铅锌矿矿物种类复杂,属高铅低锌氧化矿,用SM-11与丁黄药,戊黄药,丁胺黑药做了对比试验,SM-11效果最好,于是用SM-11做条件试验后,做闭路试验,通过一粗二精二扫闭路流程,可以从给矿含8.7%Pb得到含52.24%Pb,回收率83.33%的铅精矿,铅精矿中含锌2.67%。

2.2.10 HHA新捕收剂浮选氧化锌矿[32]

云南低品位氧化锌矿石性脆,含泥多,钙镁等碱性脉石含量大,采用预先脱泥,硫化铵法浮锌,开路工艺流程选用新型捕收剂HHA,使用水玻璃和六偏磷酸钠做抑制剂和矿泥分散剂,进行浮选,可从含7.8%Zn的给矿得到含锌34.08%,回收率65.29%的锌精矿。

2.2.11 GY-3 浮选锡石[33]

某锡矿锡石嵌布极细,-0.02mm粒级50%以上,矿石中含富磁铁矿、黄铁矿、闪锌矿、绿泥石、滑石等,含铁21.82%,含硫8.52%,泥质成分超过23.5%,采用浮选回收锡石,用GY-3和P-86混用作捕收剂,在实验室研究的基础上进行了工业试验,试验结果表明,在预先脱硫,加除铁和三段脱泥,两次脱硫的流程处理含锡0.3%～0.5%的给矿,可得到含锡4%～5%,回收率大于80%的锡粗精矿,再用细粒摇床处理得含锡40%左右,回收率50%的锡精矿和含锡约2.5%,回收率50%的富中矿。

2.2.12 Wely捕收剂浮选菱镁矿[34]

用水玻璃或六偏磷酸钠做抑制剂,用自制的阳离子捕收剂Wely对辽宁海域地区的菱镁矿进行浮选脱硅试验,并与常规菱镁矿反浮选捕收剂十二胺进行对比,试验结果显示,两个捕收剂适宜pH值为5左右,在适宜的用量下,两种捕收剂均与水玻璃或六偏磷酸钠配合使用,均可获得MgO品位>47%,SiO2含量<0.2%的镁精矿,但是Wely所获得菱镁矿的回收率比十二胺高2.15%～4.06%,可达到77.15%～83.64%,证明Wely对硅酸盐矿物有更好的选择性,用水玻璃做抑制剂比用六偏磷酸钠的用量高10倍,且精矿回收率低,因此,六偏磷酸钠更适合作菱镁矿抑制剂。

2.2.13 YH-2 浮选低品位磷灰石[35]

针对湖北大峪口磷矿三层矿,进行胶磷矿,白云石单矿物和天然矿用螯合捕收剂YH-2进行浮选试验,对天然矿试验结果,从品位17.80%P2O5的给矿获得品位31.16%P2O5,含MgO1.31%,回收率90.37%的磷精矿,尾矿品位3.42%P2O5的指标,效果好,并用红外光谱研究其作用机理,从红外光谱图看出YH-2可能是脂肪酸中含有羟肟酸,作用机理是YH-2在胶磷矿表面发生了化学吸附。

OTPH为自制磷矿捕收剂[36],它比十二胺选择性好,但捕收能力较弱,用OTPH脱硅捕收剂,通过对某磷矿试样反浮选,可从含P2O5 25.80%,MgO 2.58%,SiO215.23%的给矿得到含P2O5 31.58%,MgO 0.72%,SiO211.83%的磷精矿。

2.2.14 用代号表示的捕收剂浮选萤石:

DW-1低温浮萤石[37],某萤石矿CaF2品位17.32%,属石英类萤石矿,使自制的低温捕收剂DW-1在6℃下采用一粗一扫六精中矿顺序返回流程进行浮选,可获得精矿品位CaF298.37%,回收率80.12%的良好指标;用油酸作捕收剂用相似流程进行试验,从17.36%CaF2的给矿得到含CaF296.85%,回收率68%的萤石精矿,可见DW-1优于油酸。

KY-108[38]浮选萤石,试样属中低品位单一硅酸盐(石英)型萤石矿,脉石矿物主要是石英,其次是长石、绢云母、方解石高岭土等,磨矿后曾用油酸,733,KY-108,KY-102分别作捕收剂,水玻璃作调整剂,分别做了一粗一扫一精开路对比试验,结果表明以KY-108效果最好。接着采用粗精矿再磨再选闭路试验,闭路结果可从39.21%CaF2的给矿,得含97.59%CaF2,回收率97.03%的萤石精矿,精矿中含SiO21.25%,CaO含量0.52%,达到一级品位要求。KY-108捕收剂优于油酸、733及氧化石蜡皂。

3 浮选药剂的同分异构原理

有相同的分子式而结构不同的有机化合物称为同分异构体,同分异构体中有相同官能团的称为同系列同分异构体,其化学性质十分相似,同分异构体没有相同的官能团则化学性质相差较大。浮选药剂的浮选性能是其物理性质和化学性质的集中反映,固有相同官能团的同分异构体,其浮选性能十分相似,有相似官能团的浮选性能亦相似,设计合成新的浮选药剂时,可在有相同官能团或相似官能团的同分异构体中,选择较易合成,原料来源广的为合成对象,才能筛选出更为合理的药剂品种。当浮选药剂有两个官能团与矿物表面作用时,这两个官能团必须处临位,便于与矿物表面的金属离子生成稳定的五节环或六节环螯合物,如烃基为疏水基是捕收剂,如烃基上面带亲水基团则是抑制剂,上述论点是本文作者在长期实践中总结出来的[39],2012年刊在有色金属(选矿部分)“2011年浮选药剂的进展”一文已介绍过这种论点和多个成功的实例[40],为了推广这个原理给读者参考,下面再介绍5个实例,如果读者对这个原理有兴趣,请参阅《浮选药剂的同分异构原理和混合用药》一书[41]。

3.1 水杨醛肟的同分异构体苯甲羟肟酸[42,43]

水杨醛肟和苯甲羟肟酸是同分异构体,它们之间的异构关系可表示如下:

水杨醛肟能捕收黑钨和锡石,苯甲羟肟酸是水杨醛肟的同分异构体,官能团相似,都有OH基和=NOH基,实践证明水杨醛肟能捕收黑钨和锡石,苯甲羟肟酸更是黑钨和锡石的良好捕收剂,证明浮选药剂的同分异构原理是正确的。

3.2 异丁基水杨醛肟和对-异丁基苯甲羟肟酸

异丁基水杨醛肟和对-异丁基苯甲羟肟酸是同分异构体,它们之间的异构关系可表示如下:

对-异丁基水杨醛肟对菱锌矿有很好的捕收性能[43],根据同分异构原理,对-异丁基苯甲羟肟酸对菱锌矿亦应有很好的捕收性能;对-异丁基苯甲羟肟酸对钛铁矿有捕收性能,对-异丁基水杨醛肟亦应能捕收钛铁矿。

3.3 1-羟基-2-萘甲羟肟酸(ZJ-3)和2-羟基-3-萘甲羟肟酸(F203)

ZJ-3和F203是同分异构体,它们有相同的分子式和相同的官能团,只是在萘环上取代位置不同,它们的结构式和异构关系可表示如下:

ZJ-3和F203是同系列同分异构体,化学性质十分相似,F203是锡石,稀土,黑钨的良好捕收剂,ZJ-3也是锡石、稀土的良好捕收剂。

3.4 双烷基硫氮和单烷基硫氮对铜矿的捕收性能[45,46]

二乙基二硫代氨基甲酸钠常称乙硫氮,是常用的硫化矿捕收剂,它与丁基二硫代氨基甲酸钠是同分异构体,它们有相同的分子式和相似的官能团,它们的结构关系可用下式表示:

根据浮选药剂的同分异构原理,它们对矿物有相似的捕收性能。乙硫氮对硫化铜矿有很好的捕收性能,浮选硫化铜矿时,用量比黄药成倍,十倍的减少,仍得到很好的浮选指标。丁基二硫代氨基甲酸钠浓度为100mg/L时,对孔雀石单矿物浮选回收率达94%,浮选天然铜矿亦得好指标。

3.5 1-羟基-2-萘甲羟肟酸(ZJ-3)和2-羟基-1-萘甲醛肟浮稀土矿

ZJ-3和2-羟基-1-萘甲醛肟的结构相似,烃基都是萘,官能团均有酚羟基和肟基,化学性质相似,捕收性能亦相似,它们的结构式如下:

用2-羟基-1-萘甲醛肟浮包头稀土矿,给矿含REO10.95%,经一次粗选,获得精矿品位38.08%REO,稀土回收率85.35%,而用ZJ-3作捕收剂浮选包头稀土矿石,给矿含稀土品位10.95%REO,经一次粗选,粗精矿品位37.02%REO,回收率80.10%,可见二者均可作稀土捕收剂。

4 调整剂

4.1 NaCN+ZnSO4或糊精作抑制剂[48]

伊朗某铜锌多金属硫化矿,含黄铜矿、闪锌矿、黄铁矿,铜和锌金属含量分别为1.26%和3.5%,浮选黄铜矿时,用混合捕收剂,用石灰调pH值,用NaCN和ZnSO4抑制闪锌矿和黄铁矿,MIBC作起泡剂浮铜得铜精矿,或用糊精作抑制剂代替NaCN+ZnSO4,浮铜尾矿用硫酸铜活化闪锌矿和黄铁矿,浮出锌、硫混合精矿,用石灰抑黄铁矿,进行锌硫分离,得锌精矿和硫精矿。试验结果表明:浮铜时NaCN+ZnSO4适合作闪锌矿和黄铁矿的抑制剂;用糊精作对比试验,铜回收率比用NaCN+ZnSO4降低1.83%,当用NaCN+ZnSO4作抑制剂活化闪锌矿时,硫酸铜活化剂要增加90g/t,NaCN极毒,污染环境,糊精无毒对环保有利。

4.2 H2SO4+Na2SO3+FeSO4组合调整剂浮铜[49]

内蒙古某铜矿所含的黄铜矿粒度极细,且存在辉铜矿与铜蓝交替黄铜矿的现象,与呈浸染状的黄铁矿关系密切,不易单体解离,采用常规优先浮选工艺,以石灰,水玻璃作调整剂,乙黄药作捕收剂进行铜硫分离,铜精矿品位一直在10%左右,回收率很低,试验采用H2SO4+Na2SO3+FeSO4组合调整剂,用Z-200作捕收剂进行铜硫分离,得到铜精矿品位含铜18.25%,回收率88.03%的铜精矿,在生产上用此药剂制度铜精矿品位达到18%Cu以上。

4.3 ZnSO4+Na2SO3和Yn分别作抑制剂浮铜锌硫化矿

由于矿石中一部分锌矿物与铜矿物可浮性相近,采用一种小分子抑制剂Yn,与Z-200配合使用,进行抑锌浮铜,获得品位23.15%Cu,回收率78.24%的铜精矿,铜精矿中含锌5.61%;如果采用ZnSO4+Na2SO3作抑制剂,铜精矿品位和回收率分别提高4.59%和8.83%,含锌量降低12.61%。

4.4 ZnSO4+NaCN抑锌浮铜[51]

土耳其某多金属硫化矿主要含闪锌矿,黄铜矿和黄铁矿,锌和铜矿物互相渗透共生。而且粒度很细,必须磨到-37um80%才单体解离,试样含Cu 3.36%,Zn 23.44%,Fe 22.01%,在铜浮选回路中抑制效果不理想,必须进行研究。在pH11.5时,使用 ZnSO4+NaCN作抑制剂,铜精矿品位增加1%,但回收率增约25%,发现 ZnSO4+NaCN是较好的抑制剂。当用CuSO4活化闪锌矿的浮选回路中必须增加CuSO4 450g/t;增多CuSO4用量无明显效果。本文作者认为NaCN极毒,一般不应使用,但在浮选某些矿石实在非用不可时,可少用,并应设法消除污染。

4.5 无氰抑闪锌矿浮方铅矿[52]

NaCN常用于铅锌硫银多金属矿浮选。作者用另外的组合抑制剂代替NaCN,磨矿使单体解离后,先用TJ、硫化钠调浆,然后将ZnSO4+Na2S加入矿浆中,使矿浆成弱碱性抑制闪锌矿,加入适量的MB、25#黑药和Z-200的混合捕收剂浮铅,得到如下指标:小试结果铅回收率增加5%～10%,在铅精矿中含金银回收率分别增加7%和10%,在此药剂条件下进行工业试验,给矿品位铅和锌降低4.81%,铅和锌回收率增加7%,在铅精矿中金和银回收率增加7.62%和9.65%,因而成功的找到了NaCN的代用品,使用低碱无毒组合剂成功浮选了五种类型铅锌硫复合矿。

4.6 Fe2+,Fe3+活化石英抑制菱锌矿[53]

用油酸钠作捕收剂,对菱锌矿和石英单矿物进行浮选试验,动电位测定试验,金属离子化学计算,结果表明:Fe3+和Fe2+对菱锌矿有明显的抑制作用;在无金属离子存在时,石英基本不浮,Fe3+,Fe2+在碱性条件下,能活化石英浮选,在碱性条件下,Fe3+,Fe2+呈羟基络合物,和羟氧化合物吸附在石英表面,使石英表面吸附活性点增加,是Fe3+,Fe2+活化石英的主要原因;Fe3+,Fe2+生成羟基络合物沉淀覆盖在菱锌矿表面,阻止捕收剂在菱锌矿表面吸附,是Fe3+,Fe2+抑制菱锌矿的主要原因。

4.7 利用Materials Studies 软件[54]

从分子动力学角度研究不同抑制剂在菱镁矿表面作用力的强弱,对模拟结果进行分析,得到不同抑制剂对菱镁矿抑制能力大小呈下述次序:EDTA>柠檬酸>单宁酸、水玻璃>酒石酸,并用油酸钠作捕收剂分别与各种抑制剂作浮菱镁矿单矿物浮选试验,试验结果表明,Materials Studies 软件模拟计算结果进行预测有一定合理性,基本与试验结果相吻合。

4.8 Ca2+,Mg2+离子抑制辉钼矿天然可浮性[55]

用海水调浆浮选辉钼矿,在pH9.5时,Cu-Mo矿被强烈抑制,海水中主要含Na+,Cl-,还有其他离子如SOundefined,Ca2+,Mg2+,HCOundefined等,在浮辉钼矿时,对这些离子往往不注意。用微量浮选做了辉钼矿的天然可浮性试验,试验结果显示:辉钼矿可浮性在碱性的0.6M NaCl溶液中,没有收到阴离子SOundefined和HCOundefined的影响;在蒸馏水中加入与海水中相同Ca2+,Mg2+的量,在pH 9.5～10时,辉钼矿受到抑制。Mg2+比Ca2+的抑制能力强,这是由于Ca2+,Mg2+离子生成亲水的羟基化合物吸附在辉钼矿表面所致。

4.9 Zn2+活化石英[56]

以油酸钠作捕收剂,通过单矿物作浮选试验,ζ-电位测定,吸附量测定,溶液化学计算,研究水玻璃与六偏磷酸钠对Zn2+离子存在的体系中,菱锌矿与石英分离的影响并对其机理进行了讨论,试验结果表明:难免Zn2+离子对石英的活化是菱锌矿与石英难浮选分离的原因,在矿浆中加入水玻璃,无法使二者有效地分离,加入六偏磷酸钠可明显减少捕收剂在石英上的吸附,使其可浮性下降,增大与菱锌矿可浮性的差异,从而实现了菱锌矿与石英的分离。

4.10 六偏磷酸钠等5种抑制剂在微细粒赤铁矿浮选中的浮选行为

用单矿物浮选试验研究油酸钠体系中微细粒赤铁矿的浮选行为,并考察了六偏磷酸钠、硅酸钠、焦磷酸钠、淀粉、腐植酸5种抑制剂对微细粒赤铁矿浮选的影响,结果表明油酸钠浓度为410-4mol/L,pH=10时,微细粒赤铁矿浮选效果最佳,5种抑制剂对微细粒赤铁矿均有明显的抑制作用。它们抑制强弱次序如下:淀粉>腐植酸>焦磷酸钠>六偏磷酸钠>硅酸钠

4.11 FS对赤铁矿的抑制作用[58]

FS抑制剂的制备:取50g大分子有机物与250mL水放入三口瓶中,搅拌混合,加入4gNaOH,升温到80℃,反应40min,向反应混合物中依次加入3gNaOH,24g亚硫酸钠和60g甲醛40%溶液,继续加热致沸,反应1h,反应物加热浓缩至固体即为FS。

用十二胺作捕收剂,用FS作抑制剂浮选赤铁矿和石英单矿物,二者混合矿,发现FS对赤铁矿有选择性抑制效果,石英受抑制很小,FS是赤铁矿反浮选的有效抑制剂。

4.12 六偏磷酸钠古尔胶混用同步抑制蛇纹石和滑石

蛇纹石与滑石表面电性相反,在矿浆中发生凝聚,使得硫化矿浮选降镁难度大,六偏磷酸钠和古尔胶组合使用,能较好地同步抑制蛇纹石和滑石,实现黄铁矿的人工混合矿浮选分离,六偏磷酸钠能使蛇纹石颗粒表面电性由正变负,蛇纹石与滑石颗粒间分散,从而提高古尔胶在滑石上的吸附量,使蛇纹石和滑石同步抑制。

5 废水处理

5.1 生产黄药的废水处理[60]

铁岭选矿药剂有限公司黄药生产废水含有黄药、二硫化碳、氢氧化钠、醇类以及机油等,主要成分是黄药150～300mg/L,该废水有刺激性气味,pH变化范围为7.8～9.2,5～10g/L CODCr淡黄色。

采用FeSO4,聚合硫酸铁(PS2)以及聚丙烯酰胺等药剂,对黄药生产过程中产生的高浓度废水进行处理,研究结果表明:在中性条件下,用4g/L的FeSO4,1mg/L PAM处理该废水,CODCr除去率达到65%,黄药除去率大于99%;用2g/L聚合硫酸铁,1mg/L PAM处理该废水,CODCr除去率大于85%,黄药除去率达100%。

5.2 用聚合硫酸铁、聚合氯化铝和明胶处理铅锌选厂选矿废水

处理结果表明聚合氯化铝效果最佳,当用量(以铝计)为40mg/L时,Pb2+离子除去率达87.14%,而废水中具有还原性浮选剂除去率只有20.25%,在混凝沉降基础上采用活性炭吸附,进一步除去废水中的浮选药剂,当活性炭用量为100mg/L时,Pb2+除去率为93.24%,浮选药剂的除去率为56.32%,将处理过的废水进行铅锌浮选试验,试验结果表明废水采用混凝沉降-吸附工艺处理后使用浮选指标与清水相当,表明该工艺处理过的废水可用于浮选生产。

5.3 氧化-电催化联合氧化处理高浓度有机废水

用该法处理某药剂厂高浓度有机废水探索臭氧-电催化联合氧化法最佳工艺条件,获得良好指标,控制电解及氧化时间为2h,调节pH值为中性,控制电极微距离为1cm,控制电流密度为110-2A/M2,控制电压为29V,控制臭氧流量1L/min,可以达到高浓度有机废水中有机物除去率90%的效果。

5.4 胶体吸附浮选法除砷[63]

在硫酸铝溶液中,用胶体吸附浮选法除去废水中的砷用油酸钠,S.D.S作捕收剂,MIBC做起泡剂,进行浮选,Al/As和除去率,在不同pH值进行试验,试验结果表明,增加Al3+离子浓度,能增加砷的除去,进一步发现在所有试验中,pH是个特性参数,获得最好的结果是:As的起初浓度∶S.D.S∶Al浓度为10∶40∶40 ppm,在pH 5.5时,砷除去率为99.9%。

5.5 用石灰絮凝法除去矿坑废水中的锰离子[64]

福建潘洛铁矿的矿坑废水,pH=4.5,杂质含量分别为MgL-1,CODCr 46,Mn 26.02,Zn 5.98,采用石灰絮凝进行处理,石灰用量150g/m3,阴离子PMA用量0.5g/m3,98%H2SO4 420g/m3,处理后出水达GB 8978-1996排放标准。

6 结 语

从文中收集到的浮选药剂讯息可得出下面几点看法:

(1)新药剂的研究是浮选药剂研究的重要方向,如烷基磷酸,4-异丁基苯甲羟肟酸,巯基乙酸异辛酯都是新报导的有使用前途的药剂。

(2)混合用药很普遍,在捕收剂和调整剂方面都有研究使用。

浮选过程控制方法研究 第11篇

当前,我国的基础自动化设施尚不够完善,自动化水平相对较低,一旦出现生产设备故障、工艺参数大幅波动等意外情况,无法及时对生产过程进行调整[6]。结合某选矿厂的浮选柱红矿反浮选项目,本文以重要生产设备的安全稳定运行和主要工艺过程参数的稳定为首要目标,对浮选过程加以控制,最终使浮选过程工艺技术指标稳定,提升浮选流程的自动化水平,提高产品质量,降低生产过程损耗,从而提高经济效益,增强企业市场竞争力。

1 浮选过程工艺描述

浮选设备有多种,其中浮选柱因其结构、流程简单,无机械搅拌器、耗能少,占地面积小、投资少,建设周期短、维护费用低,技术指标好等一系列优点,应用较为广泛。我国最早应用浮选柱的是选煤行业[7],而将其应用到铁矿浮选过程中,尚处在初期阶段,该小节着重阐述浮选过程中的两个重要设备-浮选柱和浓密机,以及整个工艺流程。

1.1 浮选柱

气泡发生器作为浮选柱的一个重要组成部分,安装在柱底部[8]。在浮力的作用下,气泡发生器产生的气泡自由上升;在重力的作用下,矿浆中的微重颗粒则自由下沉,向下移动的矿浆与自由上升的气泡逆流碰撞[9]。对于正浮选而言,有用的疏水性矿粒附着在气泡上被捕获,待气泡上升到泡沫层聚集后排出,形成精矿,由浮选柱底部排出的即为尾矿;对于反浮选工艺,恰与之相反,精矿由浮选柱底部排出,尾矿则被收集到泡沫槽里[10]。

1.2 浓密机

浓密机主要用于浓缩矿浆,同时也可以缓存矿石,以保证生产需要的矿浆流量,并为浮选柱提供适当浓度的矿浆[11],两者大小直接影响到生产工艺指标。前一工序生产的矿浆,加入絮凝剂混合后,经管道输送至浓密机。在重力的作用下,絮凝的矿浆朝着浓密机的底部自然沉降。行走小车带动耙子做有规律的圆周运动,以确保矿浆的悬浮态,并对矿浆进行浓缩缓冲,同时也可防止压耙。在耙子的作用下,自然沉降的絮凝矿浆在浓密机底部汇集,从而得到浓度较高的矿浆,经由底流泵输送入浮选柱。

1.3 工艺流程

单个浮选柱的分选能力有限,通常难以满足工艺技术指标要求,可考虑多台浮选柱串并联等工艺,本文即选用了一粗二扫反浮选工艺流程。

来自上道工序的上游浆,经由浓密机浓缩脱水,形成合适浓度的浓密机底流矿浆;再经由底流泵和输送管道送至搅拌桶,并加入活化剂、抑制剂、捕收剂进行充分搅拌调浆;与药剂充分相互作用后的矿浆,首先进入粗选浮选柱中(配置高度相对较低),初次浮选后,精矿直接被收集到精矿槽;粗选尾矿输送到一扫浮选柱进行扫选,其精矿作为中矿被收集到中矿槽;其尾矿输送至二扫浮选柱再次进行扫选,二扫精矿仍作为中矿被收集到同一个中矿槽,二扫尾矿即作为最终的尾矿,中矿槽中的矿浆再经泵打回至浓密机。

2 浮选过程控制目标与策略

影响浮选过程的主要因素有:矿物原料性质、采用的浮选设备和工艺流程、矿浆的调制、药剂的添加等。通常,在工艺流程确定的情况下,矿物原料的性质也是特定的。由于浮选生产过程中矿浆的特性变化较复杂,造成底流泵转速波动较大,导致给矿流量及浓度的波动超出工艺要求范围,影响选别工艺指标。目前,浮选过程中浓密机仍多采用人工控制,当工况变化时,很难实时精确调整,影响产品质量;浮选药剂量也多根据经验人工确定,不利于有用矿物和脉石的充分分离。

针对上述问题,本研究提出给矿浓度、给矿量、药剂量的智能切换控制方法,结合某选矿厂实际浮选生产过程,控制目标如下:

给矿浓度:33%<x1(k)<36%

给矿量:50t/h<x2(k)<55 t/h,且要求给矿量波动尽量小即|x2(k)-x2(k-1)|<3 t/h

药剂量:活化剂1520 m L/min<x3(k)<1540m L/min、抑制剂12010 m L/min<x4(k)<12046 m L/min、捕收剂15063 m L/min<x5(k)<15078 m L/min

其中,|x2(k)-x2(k-1)|为上一采样时刻和当前采样时刻给矿量差的绝对值,也即给矿量的波动。

针对上述控制目标,提出了由工艺参数设定和跟踪设定值控制组成的给矿浓度、给矿量、药剂量能切换控制结构见图1。其中,工艺参数设定控制采用基于案例推理的控制回路预设定模块,工艺参数跟踪设定值控制则针对各自特点,对不同的对象采用不同的控制方法[12]。

工艺参数设定控制模块:根据当前选矿条件及选别指标要求,从案例库中检索出相似案例,通过案例重用与修正得到当前新案例的最终解,即各工艺参数设定值。

工艺参数跟踪设定值控制模块:浓密机的生产工艺是一个具有滞后的较为复杂的环节,考虑用PID调节器进行控制。在浮选过程中,给矿箱相当于缓存设施,基本上无滞后,考虑用PI调节器进行控制。浮选过程中的给矿量是指干矿量,加药量的多少主要就取决于干矿量的多少,而实际生产过程中,较为方便测取的是给矿流量的大小,它的测量是由给矿管道上的流量计进行的,给矿量则可以通过给矿流量和浓度推算出来;故给矿量的控制通常通过给矿管道上调节阀开度大小的调节来实现;此外,基于某一时刻给矿流量可能突然波动较大,造成给矿量计算值与实际值偏离的情况,本文采用特定设定周期内给矿量的统计值作为当前给矿量。由于浮选药剂多数具有腐蚀性,且发粘、流动性差,若采用常规电动阀,执行机构容易发生堵塞,对浮选药剂的添加造成影响,故本文采用的执行机构为工作在开/关方式的电磁阀。

3 浮选过程控制方法

3.1 基于案例推理的工艺参数在线寻优算法

浮选过程具有非线性、工况时变复杂、大时滞等特性,很难通过建模的方法对给矿量、给矿浓度。

(1)案例结构表示

加药量等工艺参数进行设定见表1。案例推理技术恰是一种不依赖精确数学模型的推理技术。例结构,即由案例特征和案例解两部分组成,案例特征为浮选工况条件,案例解为个工艺参数设定值。

(2)案例检索

本文采用式(1)所示的最近相邻法求取案例的相似度,其中,CN为新案例,CR为案例库中案例;n为案例特征个数;mi为第i个特征的权重。

(3)案例重用与修正

对于检索出的相似案例再做相应调整,即可得新案例的解,见式—(3)。

式中,R表示新案例的解;Ri表示第i个案例的解。

3.2 工艺参数跟踪设定值控制算法

(1)加药量控制

针对浮选药剂有腐蚀性、流动性差、发粘等特点[13],本文选用的执行机构为工作在开/关方式的电磁阀。记V1(m L/s)为电磁阀的阀容,其含义是若电磁阀打开,每秒流出的药剂量为V1;V2药剂量的设定值;T为电磁阀的工作周期,T1为一个工作周期内电磁阀的开启时间,T2为一个工作周期内电磁阀的关闭时间;T0为设定工作时间。

则在设定时间T0内,要使加药量达到设定值,需要的电磁阀的数目为

在此期间电磁阀的开启时间为,其中:T=T1+T2。

实际运行表明,本文所采用的通过控制电磁阀的开启时间调整加药量的方法,可以保证浮选药剂的精确控制。

(2)给矿浓度控制

针对本项目对浓密机生产过程提出的浓度要求,结合PID控制的优势,本文选用常规PID对浓密机排出的底流矿浆浓度进行调节,结构框见图2。

在该控制回路中,浓度设定值是输入,浓度检测值是输出;检测值与设定值的差值作为PID控制器的输入,变频器的频率作为PID控制器的输出,也即控制作用。此外还设置了自动和手动两种调节方式,自动方式下,通过PID进行调节;手动方式下,变频器的频率,也即控制作用可以人工设定。矿浆在压缩区的停留时间便决定了浓密机排出的底流矿浆的浓度,因此,通过调节变频器的频率,对底流泵的转速进行控制,即可以得到较为稳定的底流浓度。

在浓密机生产过程中,通过工程常用的测试法,可以得到底流泵频率-底流浓度的数学模型为

对PID控制器的参数进行整定并仿真,控制效果见图3。

从图3可以看出,给矿浓度设定为35.8%时,给矿浓度过程值可以很好地跟踪设定,且超调量在允许范围之内,仿真表明,动静态特性均可以达到较理想的效果。

(3)给矿量控制

由于给矿过程基本上不存在滞后,故本文选用PI控制,结构框图见图4。

其中,给矿量设定值为输入,给矿流量为输出,给矿量统计值为反馈。统计值与设定值的偏差作为PI控制器的输入,调节阀开度作为PI控制器的输出,也即控制作用,另外,调节阀开度大小同样可以由手动设定。下面为给矿量统计值的计算方法:

记铁矿石密度为ε(g/cm3,通常为常数),某时刻tk矿浆流量和浓度的采样值分别为V(k)和c(k),设定的采样周期T0,给矿量统计周期为T。则在统计周期T内,给矿量统计值为

选用工程常用的测试法,可得到阀门开度-流量的数学模型。对PI控制器参数进行整定并仿真,控制效果见图5。

由图5可以看出,给矿量设定值为52.7 t/h时,给矿量能较好地跟踪设定值,达到较好的控制效果。

4 结论