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5.FlotationProcess5.1影响浮选的因素5.2浮选流程5.1影响浮选的因素包括不可调因素cannotregulatefactor(矿石性质)和可调因素(磨矿细度grindfineness、浮选药剂制度flotationreagentsystem、矿浆浓度pulpconcentration、矿物酸碱度pH、浮选时间flotationtime、浮选温度flotationtemprature、水质waterquality、浮选流程flotationflow等)1)矿石性质(Oreproperty)①物质组成(mineralcomposation):化学组成(chemicalcomposation)、物相组成、矿物组分;②浸染(disseminated)特性:粒度特性、共生(symbiosis)关系;③氧化程度(oxidationextent);④矿泥(slime)含量。根据情况,进行配矿,以稳定矿石性质。2)磨矿细度(grindfineness)必须满足以下要求:①有用矿物基本单体解离(单体解离度liberationdegree>80%),尽量避免连生体lockedparticle。②尽量避免泥化(sliming)。③粗粒单体粒度小于浮选粒度上限。粒度上限:硫化矿0.25~0.3mm

煤(coal)、硫磺(sulphur)0.5~0.1mm

氧化矿(oxideore)<0.1mm粒度下限:5~10m易浮粒度区间:10~100m矿泥(slime):粒度小于5~10m的矿粒。浮选时有矿泥时将大大恶化矿物的浮选。

矿泥分原生矿泥primaryslime(矿床内部由于变质作用产生)和次生矿泥secondaryslime(磨矿、碎矿过程中产生的)。矿泥的特点及对浮选的影响:①质量(mass)小(气泡与矿粒碰撞几率小,故降低了浮选速率flotationrate。浮选泡沫中混杂增加,故污染了泡沫产品,降低了精矿质量comcentrationquality);②比表面(specificsurfacearea)大(增大药剂消耗);③无选择性吸附(降低精矿品位,泡沫粘,二次富集secondaryenrichment作用差,恶化粗粒的浮选)。消除矿泥有害影响的办法:①采用分散剂(dispersant)。如水玻璃(sodiumsilicate)、六偏磷酸钠(sodiumhexametaphosphate)、碳酸钠(sodiumcarbonate)等;②采用较稀的矿浆进行浮选。③分批加入捕收剂的方法。④泥砂分选。⑤脱泥(deslime)处理。另外,在磨矿过程中尽量避免生成矿泥。粒度太粗对浮选也不利,因大颗粒附着于气泡后,脱离力大,易脱落。粗粒(coarsegrain)浮选就采取的措施:①采用具有强捕收能力的捕收剂;②增大充气量(aerationrate);③选用浅槽型浮选机;④选用浓矿浆。3)矿浆浓度(pulpconcentration)

浮选的矿浆浓度是影响浮选指标的主要因素之一。一般稀矿浆回收率recovery低,但精矿质量高;浓矿浆,回收率高。粗选roughing浓度约30%,精选cleaning浓度约20%,扫选scavenging浓度低于粗选浓度。矿浆浓度与其他浮选因素的关系1—矿浆的充气性;2—药剂的体积浓度;3—矿浆在浮选机内的停留时间;4—细颗粒的可浮性;5—粗颗粒的可浮性;6—颗粒表面的磨损程度4)浮选时间(flotationtime)

浮选时间长,有用矿物回收率提高,但精矿品位下降,浮选时间过短,虽对提高精矿品位有利,但也会使尾矿品位(talingsgrade)提高,回收率下降。

作业浮选时间(operationflotationtime):矿浆在每一作业的浮选槽内停留时间。

浮选时间:指粗选roughing作业和各次扫选scavenging作业浮选时间之和。5)矿浆pH值

大多数矿物(特别是硫化矿sulphideore)的浮选要在碱性alkaline和弱碱性矿浆中进行,因为酸性acidity矿浆对设备有腐蚀作用。一些浮选药剂也要求在碱性条件下使用。

矿物临界(critical)pH值:矿物在采用不同浮选药剂进行浮选时,都有一个“浮”与“不浮”的临界pH值。控制临界pH值是控制浮选工艺过程的重要措施之一。6)水的质量

矿物的溶解离子及矿浆中的难免离子(hardtoavoidedion)对浮选要产生影响,对特别对脂肪酸类捕收剂(fattyacidcollector)浮选时的影响较大,故一般要进行水的软化(intenerate)处理。水中的氧对浮选也有一定的影响,充气量(aerationrate)大时往往对浮选有利,氧会加速硫化矿的溶解。7)矿浆温度(pulptemparature)

浮选一般在常温下进行,但有时需加温,加温对矿物浮选有以下作用:①有利于药剂的溶解,如用脂肪酸类捕收剂时,矿浆温度要达到30~35℃。②加快药剂与矿物表面的作用。③选择性解吸捕收剂膜。如铜铅混合精矿(bulkconcentration)分离时,当将矿浆温度加热到70℃时,可抑铅浮铜。8)浮选药剂制度(flotationreagentsystem)

浮选过程中加入药剂的种类和数量、加药地点和加药方式统称为药剂制度,俗称药方。⑴确定选别流程的几项原则:①先易后难。即先浮选或活化易浮的、抑制难浮的,后浮选难浮的矿物。如Cu,Pb/Zn/S/G②

浮少抑多。浮选量少的矿物,抑制量多的矿物,从而使混杂量降低。③

浮高抑低。先浮选价值高的矿物,后浮选价值低的矿物。如ZnS/FeS2。先浮选对精矿质量要求高的矿物,抑制要求低的矿物。⑵确定药剂制度的原则:①

轻拉轻压(饥饿给药)。即捕收剂(collector)用量大时,抑制剂(depressant)用量也要大,反之亦然。②合理搭配。组合捕收剂(collectors)、起泡剂(frothers)的使用,分散剂(despersant)与絮凝剂(flocculation)的配合使用。③配药方式。溶解药剂,难溶药剂加温溶解或皂化(saponification)、乳化(emulsification)处理,或配成盐使用。④

加药顺序

pH调整剂(regulator)—活化剂(activator)、抑制剂(depressant)—捕收剂(collector)—起泡剂(frothers)⑤加药地点视药剂性质和作用时间而定。如某些pH调整剂(CaO,Na2CO3)、抑制剂(ZnSO4,NaCN)加入球磨机(ballmilling)中,易溶的捕收剂和起泡剂加于搅拌槽中。一些难溶的捕收剂也直接加到球磨机中。⑥加药方式:

一次加药和分批(batch)加药。一次加药有利于提高浮选初期的浮选速度(flotationrate)和选择性(selectivity),适用于易溶的、不易被泡沫机械带走和在矿浆中流失的药剂。分批加药适用于易被泡沫带走的,在矿浆易起反应,且用量(dosage)要严格控制和药剂。确定药剂制度的步骤:①参考处理类似矿石选厂的经验;②根据矿石性质(oreproperty)确定出初步方案;③可选性试验(beneficiabilitytest)。5.2浮选流程(flotationflowsheets)

浮选流程:浮选时矿流经过各作业的路线。一般要通过矿石可选性研究来确定。

流程问题包括:①流程段数;②有用矿物的选别顺序;③流程内部结构。1)浮选流程段数(flotationflowsheetsstage)要求:保证有用矿物充分解离;尽可能防止过粉碎。分类:一段磨矿浮选流程和阶段磨矿阶段选别流程(粗精矿再磨再选、尾矿再磨再选和中矿再磨再选流程)。

浮选的难易取决于:

a)原矿品位headgrade;b)矿石浸染disseminated特性;c)矿石的氧化程度(oxidation);d)次生矿物(secondarymineral)的存在;e)矿泥(slime)含量;f)脉石(gangue)组成。

浮选流程(flotationflowsheet)取决于:磨矿细度grindingfineness,一般采用一段磨选流程,如矿物嵌布粒度细,则采用阶段磨选流程(stagegrindingandbenificationflowsheet)。①一段磨矿选别流程(onestagegrindingandbeneficiationflowsheet)浮选精矿尾矿磨矿适用于均匀浸染,粒度不太细的矿物d1d2r%dd1~d2为主体,均匀浸染不均匀浸染r%d②阶段磨矿阶段选别流程(stagegrindingandstagebeneficiationflowsheets)浮选精矿1磨矿浮选尾矿磨矿精矿尾矿再磨再选流程适用粗细不均匀浸染浮选磨矿浮选磨矿尾矿尾矿精矿2精矿再磨再选流程适用集合体浸染浮选磨矿浮选磨矿精矿尾矿精矿尾矿中矿再磨再选流程适用细粒浸染2)有用矿物的选别顺序(beneficiationorderofusefulmineral)Pb/Zn,X磨矿Zn/XPbKZnKX优先浮选流程(selectiveflotationflowsheet)适用高、易选矿物原矿磨矿分级黄铜矿浮选闪锌矿浮选黄铁矿浮选铜精矿锌精矿硫精矿尾矿Pb,Zn/X磨矿Pb/ZnZnKXPbK混合浮选流程(bulkflotationflowsheet)适用低、集合体浸染矿物原矿磨矿分级铜铅锌硫混合浮选铜铅混浮铜精矿铅精矿尾矿铜铅分离锌精矿硫精矿磨矿锌浮选硫浮选Cu,Pb/Zn,X磨矿Cu/PbPbKXCuKZn/XZnK部分混合优先浮选流程适用两种可浮性接近矿物分选原矿磨矿分级铜铅混合浮选铜铅分离铜精矿铅精矿尾矿锌浮选锌精矿磨矿

等可浮流程实际上是一种介于优先浮选和混合浮选之间的工艺流程,兼具优先浮选和混合浮选流程的优点,浮选分离的条件易于控制。按有用矿物浮游难易程度在不同工艺条件下进行浮选,不搞强压强拉,可以节省药剂用量,但浮选作业时间较长,工艺过程比优先浮选和混合浮选操作复杂。例如,矿石中部分闪锌矿与大部分的方铅矿可浮性相近。同时,少部分方铅矿与大部分闪锌矿可浮性相近。为了充分利用不同铅锌矿物间相同或不同的可浮性,在优先浮选铅时,让一部分可浮性好的锌矿物同步上浮,在浮选选锌时让剩余的铅矿物随同上浮,然后铅精矿脱锌,锌精矿脱铅,分别获得单独的铅精矿和锌精矿;或者是优先浮选全部铅矿物时,带上一部分锌矿物,铅精选时脱锌与锌浮选的精矿合并。等可浮流程原矿磨矿分级铅锌等可浮铅锌分离铅精矿锌精矿尾矿锌铅等可浮锌铅分离硫浮选硫精矿原矿磨矿分级铅锌等可浮铅锌分离铅精矿锌精矿尾矿锌硫等可浮硫精矿锌硫分离原矿磨矿分级铅锌等可浮铅锌分离铅精矿锌精矿尾矿锌浮选硫精矿硫浮选黄沙坪铅锌矿选矿厂等可浮浮选原则流程黄沙坪两种流程同期指标对比(铜优先浮选未用)系统生产日期原矿品位(%)精矿品位(%)各精矿回收率(%)PbZnSPbZnSPbZnS等可浮8.26~9.253.9846.58715.2971.6244.4237.4891.1892.8051.65等可浮9.26~10.253.7156.36315.3268.7244.8237.4289.9691.9754.74优先浮选8.26~9.254.1466.69515.9174.0344.7840.7192.1192.7643.60优先浮选9.26~10.253.8216.34115.5771.8145.4841.3191.0191.9946.34

浮选流程中不同的矿物有不同的可浮性,同一种矿物也可能有不同的可浮性和不同浮游速度。因此,传统的同步混合浮选在同一浮选作业条件下很难满足不同浮游性和浮游速度的同、异种矿物充分上浮。以铅锌矿为例,异步混合浮选就是将整体的铅、锌混合浮选过程人为地、分阶段地控制介质pH值、抑制和活化条件、捕收剂作用强度等各因素,很好地控制方铅矿、闪锌矿和黄铁矿的浮游速度,确保铅、锌矿物不同步地在各自适宜的浮选条件下最充分地发挥其特有的浮游性。例如在闪锌矿用硫酸铜滞后活化的状态下,可使绝大部分方铅矿优先充分上浮,而又使闪锌矿的总浮游性不减。这样可实现铅、锌、银等矿物的充分回收,从而获得满意的选矿指标。异步浮选流程

异步混合浮选流程a与常规混合浮选流程b对比

原矿混合浮选一混合浮选二入精选二中矿混合精选一混合精选二入扫选a混合浮选入精选二中矿混合精选原矿入扫选b

异步混合浮选工艺流程

异步优先浮选工艺流程

广东凡口铅锌矿选矿厂流程特点:在整个铅锌混合浮选过程中,人为地、分阶段地控制浮选矿浆的pH值以及抑制、活化的强度和捕收剂的添加的数量和种类,有效地控制了方铅矿、闪锌矿和黄铁矿在不同的浮选阶段具有不同的浮游性和浮选速度,使闪锌矿用硫酸铜滞后活化的状态下,可有利于绝大部分浮游性较差的方铅矿优先充分上浮,而又使闪锌矿的总浮游性不减,确保铅、锌矿物不同步地在各自适宜条件下最充分地呈现出各自最佳浮游性,获得高质量高品位的铅锌混合精矿、铅锌银回收率达到历史最高水平。铅锌异步混合浮选工艺工业生产实践证明,该工艺流程简单,易于操作,指标稳定,对矿石性质变化有较强的适应性。该工艺也在国内许多类似选厂得到推广使用,或借鉴该理论精髓对许多的选矿厂混合浮选的工艺流程进行了改造升级,均获得良好的效果。

工业生产选矿指标为:铅锌混合精矿品位(Pb+Zn):54.50%

铅锌混合精矿中铅回收率:89.04%

铅锌混合精矿中锌回收率:97.65%

铅锌混合精矿中银回收率:88.19%

浮选过程中的分速分选流程,不仅利用矿物可浮性的差异,而且充分利用矿物浮游速度的差异;不仅利用不同矿物之间浮游性的差异,而且充分利用同种矿物之间浮游性的差异,实现矿物的个性化、差异性浮选,对矿物加工和谐精细工艺技术的研究与开发具有重要的指导意义。分速浮选流程

分流分速浮选工艺流程适用矿石:该工艺可保证对有用矿物早收快收,尽可能减少次生脉石矿泥污染面,从而获得优质精矿。由于矿石中硫化矿物种类繁多、相互间紧密共生且镶嵌关系复杂,并以集合体形式嵌布于脉石中,在采用一次粗磨硫化物全混合浮选的流程时,浮选过程中硫化物集合体单体间及其与脉石的连生体颗粒间,必然存在矿物组成及浮选速率的差异。矿物按浮选速率的大小,可分慢、中、快速粒子,伴随不同浮选速度的粒子一起上浮脉石量不大相同。分速浮选工艺流程图

原矿磨矿快速粗选

尾矿再选尾矿慢精选尾矿

精矿慢速精选慢速粗选

快速精选广东凡口铅锌矿快速浮选技术难处理中矿集中处理铅矿物快速浮选锌矿物快速浮选锌中矿铅中矿广东凡口铅锌矿四产品和谐选矿工艺流程特点:根据凡口铅锌矿矿石中方铅矿、闪锌矿和黄铁矿嵌布粒度粗细不均匀,通过控制原矿的合理磨矿细度,不追求矿物在入选时的充分解离,利用大部分主金属矿物已经单体解离的特点,采用原矿适当粗磨、强化中矿再磨的磨矿工艺,针对性细磨少量的“难选慢浮”连生体,可以降低电耗。主要特点:在不再磨情况下快速选出铅、锌精矿,对难选中矿集中处理强化再磨;

在短时间内将大部分粗粒、易浮的铅锌金属矿物快速分选出来,得到高质量的铅精矿和锌精矿,减少已解离铅锌矿物的过粉碎和不必要的作业循环量;

难选中矿集中处理,经粗泡再磨后生产铅锌混合精矿,并通过强化中矿再磨产出高品位铅锌混合精矿,提高金属回收率,浮选流程进一步缩短;充分利用浮选药剂的组合效应,采用混合用药的方式来强化铅、锌矿物的选别效率;

快速浮选产出大部分铅、锌精矿后有利于减少浮选药剂在浮选过程中的累积效应及因药剂过量而引起的负面影响。

工业生产指标产品名称产率(%)品位(%)回收率(%)PbZnPbZn铅精矿3.9961.982.2663.001.09锌精矿10.490.8655.342.3670.03混合精矿6.4715.3533.0323.0225.76锌尾79.050.510.3311.623.12原矿100.003.838.29100.00100.00

闪速浮选流程是近来发展较快的一种快速回收粗粒级有用矿物的浮选技术。该技术能够优先浮选矿石中嵌布粒度粗、可浮性好的金属矿物,实现“早收多收”的目的。其显著优点是,能够减少因过磨而引起的矿泥罩盖问题,从而可提高金属回收率。另外,在磨矿回路中增加一步快速浮选,可以减轻磨矿回路的循环负荷,提高磨机的工作效率。闪速浮选流程闪速浮选原则流程图原矿磨矿闪速浮选

旋流器分级铜镍混浮铜镍精矿尾矿镍精矿

闪速浮选机

闪速浮选机应用于磨矿分级回路,旋流器沉砂作为闪速浮选机给矿,利用充气在槽底混合矿浆,粗砂直接返回到磨机中。闪速浮选产出的高品位精矿混合到最终精矿中。由于闪速浮选的精矿粒度较粗,这种混合精矿脱水比较容易,它的另一个优点是节省了大量药剂和能耗,为主浮选流程提供了稳定的给矿,最终精矿质量较高,选厂处理能力提高,其主要特点为:⑴使有用矿物过磨的现象改善;⑵能在较粗粒级下,选择性浮选有用矿物;⑶易用于任何流程中。具有选择性好,可减少有用矿物过磨,提高精矿品位和金属回收率,提高磨机处理能力,简化浮选流程,有利于后续精矿过滤脱水等优点SkimAir闪速浮选机

闪速浮选机现已广泛应用于铅、锌、铜、镍、金等金属矿山,特别是对于有用矿物易泥化、嵌布粒度粗细不均、来矿品位变化较大及含有金、银等贵金属的矿石浮选效果更为明显。国外采用闪速浮选技术一般可使铜、镍、铅、锌等金属回收率提高1%~3%,金、银等贵金属的回收率提高3%~5%。澳大利亚芒特肯斯镍选厂、坎巴尔达镍选厂、俄罗斯诺里尔斯克镍选厂均应用了该设备。

球磨尾矿原矿三次精选一次精选中选分级澳大利亚芒特肯斯选矿厂工艺流程图

分级分级旋回破碎机

半自磨P80=200mm闪速浮选

球磨-150μm80%

脱泥-+扫选脱泥粗选浮选二次精选精矿扫选-+塔磨机-+澳大利亚坎巴尔达选矿厂工艺流程图分级闪速浮选二次精选一次精选筛分+搅拌原矿破碎自磨--60μm80%粗选破碎5台旋流器沉砂矿堆精扫选精矿尾矿

分支浮选流程,即分支串流流程,源于前苏联,是近年来新兴的浮选工艺。所谓“分支浮选”,是基于提高入选矿石品位,即将入选矿浆流分支,并将其中一支的富集产物给入另一支的浮选作业,借以提高后一支的入选品位,从而达到改善选别过程及提高选矿指标之目的。由于分支浮选工艺用于选矿,生产稳定,操作方便,对原有流程的改造工程量小,投资少,无需复杂的技术条件,改建停车时间短,并可利用检修或无矿停车的间隙进行。因而,我国许多选矿厂都采用了这种新工艺。该工艺尤其适用于因原矿品位降低或因采用预选或中间选别作业而导致浮选入选品位降低的脉金选矿厂。分支浮选流程矿浆粗尾1贮浆槽浮选粗精矿浮选粗尾2第1支第2支

广东凡口铅锌矿1982年率先应用了分支浮选工艺浮铅获得成功,选矿年增收节支30余万元;大冶铜山口铜矿1986年将原铜钼混合浮选4个系列改为分支串联浮选取消了铜钼混合精矿的集中精选作业和第一支所在系列的精选作业仅5个月的时间就增收节支71万元;河北金厂峪金矿3个浮选系列全部改建为分支浮选,其经济效益十分可观,金的选矿回收率提高了2.5%,精矿品位提高到10.59/t以上,这样,每年可增加纯收入近百万元。

我国宝山铜矿为热液交代矽卡岩类型,含钼、铋、铜、铅、锌复杂多金属矿床。该矿采矿分支浮选工艺,即将第一支粗选的泡沫泵入第二支原矿搅拌桶,经过一段时间的试运转后发现,由于第一支泡沫的加入,导致第二支浮选处理量增多,浮选时间相应缩短,第二支的尾矿中,金属的损失量大大高于第一支,而且第一支的泡沫产品无严格要求,因此,可以得到较高的回收率,尾矿的金属损失小。为了平衡尾矿,降低第二支的处理量,将第二支第一段扫选泡沫引入第一支的同名作业,得到了质量基本一致的尾矿。试验表明,分支串流浮选使用的药剂种类与原流程相同,加药方式、加药地点也无改变,但药剂用量却比原来的要大幅度降低。在原矿中铜、钼品位下降较多的情况下,分支串流浮选所获得的技术经济指标均优于原浮选流程。宝山铜矿粗选分支串流浮选流程图第1支分级溢流第2支分级溢流粗选粗选扫选1扫选2扫选1扫选2精选1精选2粗选尾矿1粗选尾矿2粗精矿分支浮选工艺的特点:

1)采用分支浮选工艺有利于提高选别指标①人为地提高了入选矿石的品位;②各支浮选的粗精矿基本上由可浮性好的矿物组成,由此,当前一支的粗精矿并于后一支时,可以加快矿物的浮游速度,富化泡沫层,有利于提高粗精矿品位和作业回收率,并为用较少的精选作业获得合格精矿,为实现早收、多收创造了条件;③由于前一支的泡沫对后一支被浮矿物有一定的“负载”作用,而更有利于矿物的浮选,因而可以改善分选过程,提高选矿回收率;④由于前一支泡沫的加入,后一支的被浮矿物量增加,矿浆离子组成发生变化,影响矿物的浮选。同时,由于前一支泡沫的加入,二次富集作用加强,难选矿物的离子、矿泥覆盖等有害影响相对减弱,从而提高分选指标。

2)可降低药剂用量和能耗在分支浮选工艺中,前一支泡沫产品所带的过剩药剂进入后一支浮选可继续发挥作用,从而降低第二支的加药量;此外,由于分支浮选工艺流程结构合理,使精选次数和中矿循环量大大减少,从而节省浮选槽,达到降低能耗之目的。

3)能够适应各种不同性质的矿石根据国内外的实践,能够适应各种不同性质的矿石,如可用于低品位或高品位、可浮性差或性质复杂、单一或多金属矿石的选别等,均能获得较好的经济技术指标和效益。因而,该工艺也能适应各类不同性质的含金矿石。

该厂采用分支粗选-分速精选的优先浮选流程,在不增加设备和厂房的条件下,处理量增加了15%,铅回收率提高了1.0%~1.5%,锌回收率提高2.0%。

银山铅锌银分支浮选工艺流程

载体浮选又称背负浮选,是选别微细粒矿物极为有效的方法之一。其基本原理是以粗矿粒为载体,背负微细粒矿物,使其粘附在粗粒矿物表面,然后用常规泡沫浮选法进行分离。作为载体的粗粒矿物,可以是异类矿物,也可以是同类矿物。载体浮选用于粘土中除杂已有数年,在这个过程中采用粗粒方解石作为载体,加入到矿浆中作为微细粒锐钛矿的载体,从而达到除杂的目的。载体浮选流程

载体浮选的物理化学基础是利用疏水化载体矿物和微细粒矿物之间的疏水吸引作用,并在高能搅拌作用而产生的强湍流条件下,增强粗粒与微细粒的相互碰撞,促进粗粒与微细间的疏水聚团的形成,大大提高与气泡的粘着概率。

载体的大小和数目都会影响浮选结果,研究结果表明:载体的粒度要有一个适宜的范围,载体的添加量应为微细粒矿物量的20-40倍。载体也要和所背负的锐钛矿一样,由于加入药剂而形成疏水的表面。为使载体与微粒碰撞粘附,所要求的搅拌速度比常规浮选要高。如果被载的微粒矿物是有价回收矿物,这种用异类矿物作为载体的浮选就存在着被载矿物与载体矿物分离、以及载体矿物回收再利用的问题,这样就增加了该工艺的难度,这是影响其工业应用的重要原因。

若采用同类矿物的粗粒负载同类矿物的微细粒,即所谓的自身载体浮选,可避免二者的分离工序,有利于在工业实践中应用。邱冠周用大于10m的不同粒级黑钨矿对-5m粒级的黑钨矿进行载体浮选,并与同条件下的常规浮选结果作了比较。结果表明,载体的粒度对载体浮选结果影响很大,最适宜的载体粒度为25-38m,在此粒度范围内-5m的黑钨矿细泥与粗粒载体具有最大的碰撞粘着效应。另外还发现,粗细粒相互作用,除载体效应外,还有载体的裂解-中介作用(粘附体再受湍流剪应力的裂解作用,脱落形成中间颗粒,此即粗粒的“中间介质作用”,亦即“中介”作用

)和粗粒的助凝作用(在粗颗粒与流体之间存在着一个大边界层,边界层发生分离,颗粒流线卷曲,直到形成涡环,该小尺度旋涡对促进微细粒的聚团有利)。

胡为柏教授等人经过多年研究提出分支载体浮选新工艺,其特点在于将分支浮选与粗粒效应巧妙结合。即将较粗粒级且易浮的一支流程中的精矿,返回到难浮的细泥流程中去,以提供产生载体—助凝作用的粗粒,达到强化细粒浮选之目的。分支载体工艺中的载体矿物可以是同种矿物,也可以是具有同种成分的异类矿物,如粗粒黑钨矿负载黑钨矿细泥,粗粒磁铁矿负载细粒赤铁矿,粗粒硫化铜矿负载细粒氧化铜矿等。曾用该工艺对铜绿山氧化铜矿、东鞍山赤铁矿、大厂锡矿、凡口铅锌矿分别做过试验研究。分支载体浮选流程

分支载体浮选的原则流程单一矿石共生矿石原矿脱泥精矿泥砂磨矿分支浮选载体浮选尾矿氧化矿硫化矿脱泥分支浮选分支浮选精矿载

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