【摘 要】
:
钨矿性脆且容易泥化,细泥易残留在选矿废水中,导致废水中固体悬浮物(SS)含量高,SS直接排放会对环境造成严重威胁,而回用则会影响选矿指标.研究风化钨矿选矿废水回用对钨矿浮选的影响及机理,为选矿废水适度处理及回用提供理论依据.模拟SS对钨浮选指标的影响试验表明,SS含量对钨粗选指标影响大,需进一步降低.SS影响钨矿浮选机理表明,SS形貌呈松散的不规则片状且表面不光滑,表面吸附了浮选药剂油酸钠和硅酸钠;SS在广泛的pH范围表面带负电,与带负电的浮选药剂产生竞争吸附.采用“2 g/L氯化钙+0.5 g/L聚合硫
【机 构】
:
矿冶科技集团有限公司,北京100160;矿物加工科学与技术国家重点试验室,北京102628;中南大学资源加工与生物工程学院,长沙410083
论文部分内容阅读
钨矿性脆且容易泥化,细泥易残留在选矿废水中,导致废水中固体悬浮物(SS)含量高,SS直接排放会对环境造成严重威胁,而回用则会影响选矿指标.研究风化钨矿选矿废水回用对钨矿浮选的影响及机理,为选矿废水适度处理及回用提供理论依据.模拟SS对钨浮选指标的影响试验表明,SS含量对钨粗选指标影响大,需进一步降低.SS影响钨矿浮选机理表明,SS形貌呈松散的不规则片状且表面不光滑,表面吸附了浮选药剂油酸钠和硅酸钠;SS在广泛的pH范围表面带负电,与带负电的浮选药剂产生竞争吸附.采用“2 g/L氯化钙+0.5 g/L聚合硫酸铁”处理废水,SS含量由25160 mg/L降低至16 mg/L,去除率达99.94%,Si含量由216.9 mg/L降低至33.26 mg/L,Si去除率为84.67%,颗粒化学需氧量由312.49 mg/L降低至6.86 mg/L,去除率达97.80%.结合溶液化学分析“氯化钙+聚合硫酸铁”去除SS机理,发现其通过电性中和、压缩双电层降低胶体电势,进而促进细颗粒迅速凝聚、沉淀.处理后废水回用至原浮选流程,处理后废水与清水指标相近.
其他文献
针对风化壳淋积型稀土矿闭矿场内浸矿剂缓释所造成的氨氮长期超标问题,从矿区周围筛选得到2株具有异养硝化好氧反硝化能力的土著脱氮菌A12和TXF8,并探讨其脱氮特性.研究结果表明,A12和TXF8菌株经鉴定为克雷伯菌(Klebsiella oxytoca)和噬碱假单胞杆菌(Pseudomonas alcaliphila),呈均一杆状结构,平均长度分别为1.0 μm和1.6 μm;经优化,在选用柠檬酸钠为碳源,C/N=10.0,初始pH=7.0~8.0的条件下.氨氮去除率达到96.0%以上,TXF8较A12菌株
针对云南某含铟硫化铅锌矿高铁的特点,开展了选冶联合技术攻关.通过优化浮选工艺及药剂制度,锌精选使用富集比更高浮选柱代替浮选机,使用起泡性更清脆的MIBC代替松醇油;在湿法提铟过程中,氧化锌低酸浸出液直接萃取工艺基础上,增加了低酸浸出液锌粉置换,置换沉铟渣浸出、置换后液空气氧化等新工艺,使冶炼厂稀有金属铟的处理能力从30 t/a提高到50 t/a以上,金属铟的总回收率由原来的48.75%大幅度提高到65.12%,取得了较好的经济效益.
国外某地含有丰富的烧绿石资源,属碱性碳酸盐矿体,原矿Nb2O5含量大于1%,在经历长流程胺法浮选烧绿石之后,尾矿含Nb2O5较高,铌资源未能得到综合回收,该烧绿石尾矿仍具有较高的回收价值.由于该尾矿长期在尾矿库堆存,药剂污染严重、含泥量较大,本工艺采用“预先磨矿擦洗脱泥”的工艺改善其浮选性质,然后通过“磁选脱钙”的工艺进行杂质矿物的脱除抛弃,最终采用整合类组合捕收剂实现烧绿石的选择性高效捕收.在原矿Nb2O5品位为0.71%的条件下,获得了Nb2O5品位为55.07%、Nb2O5回收率为38.23%的烧绿
辛基羟肟酸(OHA)对很多氧化矿的浮选来说都是一种非常有效的捕收剂,重点研究了OHA、OHA与亚油酸钠复配对铌铁矿浮选的效果及作用机理.OHA作为捕收剂的最佳浮选试验条件为:铌铁矿磨矿粒度38 um,捕收剂浓度0.2 mmol/L,pH=9;OHA与亚油酸钠复配时最佳浮选试验条件为:OHA与亚油酸钠复配比例为1∶0.25,粒度45+38 μm、捕收剂浓度为0.5 mmol/L,pH=9,铌铁矿回收率达到76%,较单一捕收剂OHA的回收率提高了35个百分点.采用Zeta电位、红外光谱、X射线光电子能谱(XP
针对白云鄂博稀土铁矿在“选冶”过程中的固氟问题,以白云鄂博稀土铁矿为原料,通过XRD、化学检测、单因素试验以及红外光谱拟合分析法,研究了在微波作用下碳酸氢钠在不同温度下的同氟效果.结果 表明,最佳同氟温度条件为:973.1 K,在碳酸氢钠占比40%、焙烧恒温时间60 min时可获得固氟率最高为83.49%.利用傅里叶红外光谱以及二阶导光谱法定量分析焙烧固氟矿物,结果表明,随着焙烧温度的升高,氟化钠的吸收峰面积呈现递增趋势,与焙烧温度773.1 K相比,焙烧温度873.1 K、973.1 K条件下的吸收峰面
烧绿石(Ca,Na)2Nb206 (OH,F,O),铌含量超过50%,属于高含铌矿物,全球约95%的铌产自烧绿石中.全球烧绿石资源储量较为丰富,但中国烧绿石资源稀缺,且没有烧绿石工业生产的案例.本文从烧绿石的矿物结构为出发点,结合国内外的选矿生产与试验结果介绍了烧绿石的选矿方法与浮选药剂,总结了国外部分烧绿石选厂的选矿工艺流程,为烧绿石的综合利用提供技术支撑.
对某高含碳酸钙钨多金属矿的铜钼铋浮选尾矿进行白钨矿回收试验研究.该浮选尾矿WO3含量为0.43%,碳酸钙含量为44.62%,是白钨矿-方解石型难选白钨矿.研究了以氢氧化钠作矿浆pH调整剂配合抑制剂水玻璃和捕收剂731的常温浮选工艺回收白钨矿,并对白钨粗精矿进行了加温精选一酸浸的试验研究,以提高钨精矿品位.最终确定采用常温浮选钨粗精矿加温精选钨精矿酸浸工艺流程,常温浮选闭路试验获得含WO34.89%、WO3回收率为84.66%的白钨粗精矿,白钨粗精矿经加温精选钨精矿酸浸获得含WO363.25%、回收率78.
某锂多金属矿含有锂辉石、钽铌锰矿、云母和长石等资源,采用常规重磁浮流程长、工艺复杂、回收率低.本研究采用高效选择性耐低温捕收剂ML和高效捕收剂MT,开发了一种锂钽铌短流程同步浮选与分离工艺,并回收尾矿中的石英长石.在原矿品位Li2O 1.72%、Ta2O50.025%的条件下,获得锂精矿Li2O品位6.55%,Li2O回收率71.04%;高品位钽精矿Ta2O5品位18.03%,回收率为33.40%;低品位钽精矿Ta2O5品位3,21%,回收率为9.00%;以及含Li2O 2.07%的云母精矿和高白度石英长
某轻稀土矿石自然风化严重,设计的选矿工艺流程为半自磨强磁选磁选精矿摇床重选磁选尾矿再磨分级浮选,由于在生产过程中存在着磨矿产品过粉碎的现象,导致磁选、重选与浮选各作业稀土REO回收率不高.为解决这一问题,减小隔筛尺寸,增加半自磨机格子板间隙、调整磨矿浓度、减少磨机装球率、优化水力旋流器配置,通过在半自磨环节预先抛弃顽石,减少细粒级矿物含量的产生.改善水力旋流器的处理能力等措施,使磁重浮各作业的精矿回收率明显提升.