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浮选基础知识(浮选法的应用范围)

浮选基础知识(浮选法的应用范围) 分支浮选的进展及应用

黄中南工业大学

分支浮选工艺,包括分支速度浮选、分支串联浮选和分支载体浮选,在我校已研究了十多年。我国在锑、铜、钼、铅锌硫化矿和金银矿的选矿中应用了分流浮选和分流浮选,取得了显著的经济效益。分枝载体浮选为细粒浮选提供了新的途径,具有广阔的应用前景。为了促进该工艺的深入研究、广泛应用和进一步完善,本文将对其进行全面介绍。

一.起源和进展

20世纪50年代,苏联的M.A. эигелес等人首先提出了“泡沫产品的分销过程”(cxe ma PACлреденияgипродуктоъ)[1)[2]。为了人工提高低品位矿石的入选品位,铅、锌等矿石的实验室试验取得了一定的成果,但尚未有工业实践的报道。

1976年,在胡教授的倡导下,我们进行了低品位黑钨细泥分支粗选、异速分选和曝气搅拌工艺的试验研究[3],取得了非常明显的效果,精矿品位和回收率明显提高,各种药剂用量相应减少,搅拌时间大大缩短。1981年进行了高品位铝土矿的分支浮选试验[4],证明对原矿品位高、精矿产率高的矿石也有效。

1982年在锑矿分流浮选试验中发展为分流浮选,并成功用于工业生产,经济效益显著[5][6],获得国家发明奖[6'],为分流浮选工业化迈出了可喜的第一步。然后进行了铜矿石和煤泥的枝串浮选试验,并于1985年在特大型斑岩铜矿德兴铜矿选矿厂工业试验成功[7]。之后,水口山铅锌矿、宝山铜矿等选矿厂相继推广应用,取得了明显的经济效益[8][8']。

1985年,博士生邱冠洲在王殿佐教授和胡教授的指导下,对分支载体浮选进行了深入研究,对黑钨矿、赤铁矿、、铅锌矿、锡石等矿泥进行了分支载体浮选试验,效果良好,并从理论上提出了细粒浮选的新概念。理论与实践的结合有了新的进展[9]。

此外,红岭钨矿采用分支浮选回收伴生钼矿石[10],潘家冲铅锌矿浮选尾矿采用分支浮选回收萤石,中条山铜矿峪矿采用分支浮选[11],桃林铅锌矿和东坡有色金属矿采用分支串联浮选工业试验,银山铅锌矿采用分支快速浮选生产实践,氧化矿采用分支浮选应用研究(1)分支粗选和分速选择。

[12]

二,创新与讨论

[14]

1.分支的粗略选择。通常浮选是将原矿进行粗选,其泡沫进入精选,然后对粗选尾矿进行扫选,中矿依次返回。分支粗选是将原矿浆分成两个或两个以上的分支,上一次粗选的泡沫将与下一次粗选的原矿浆结合。前一个没有选择性作业,后一个可以有选择性作业。如果现场有两个系列,第一个系列的粗加工泡沫可以合并到第二个系列的粗加工泡沫中,如图1所示,其具有以下功能:

图1分支粗选过程

(1)人为提高所选等级。大多数情况下,富矿容易选矿,贫矿容易选矿。如果前一个粗精矿并入下一个粗精矿,下一个粗精矿的品位就会提高。比如黑钨矿泥分三支,第一支原矿品位0.3%,第一支加第一次粗泡沫,第二支品位0.5%左右,再加第二次粗泡沫到第三支,第三支品位会提高到0.7%。显然,0.7%的选级比0.3%更容易选择。浮选结果表明,分枝比不分枝好。

(2)药物得到充分利用。前一个泡沫中的许多多余药物被带到下一个泡沫中发挥作用。为了找出原因,进行了纯辉锑矿的分支浮选试验。结果如表1所示。从①和②、③和④的对比中可以看出,第一个泡沫产物被50%的黄药添加量富集,然后转移到第二个。看来这就是分支浮选省药的主要原因。

表1辉锑矿单次和分次浮选对比试验结果

试验单位

浮选条件

丁基黄药的量(毫克/升)

浮动利率(%)

第一个分支

第二个分支

单一浮选加药

分支浮选,第二分支试剂还原

分支浮选,第二分支不加药剂。

分支浮选

(但是第一次泡沫被清洗,

第二次药物减量)

30

30

30

30

(已清洗)

15

0

15

单个分支91

第二分支95

第二分支62

第二分支62

注意:第二个分支的上浮率是第一个泡沫加入的量,因为假设第一个泡沫进入第二个分支时可以全部上浮。

(3)改变矿浆的矿物组成、离子组成和泡沫结构。由于前一泡沫的加入,第二泡沫中被浮矿物的量增加,矿浆的离子组成发生变化,更有利于目标矿物的浮选。同时,由于前一种泡沫的加入,筛分作用和二次富集作用加强,不可避免的离子和泥皮等有害作用相对减弱。

(4)前一枝的泡沫对下一枝的浮游矿物有一定的“负载”作用。在铝土矿的分支浮选试验中,当第一粗精矿(泡沫)的全部、1/2、1/3和1/4分别加入第二分支时,在适当的矿浆pH条件下,不加其他药剂,加入的第一泡沫可以“负载”第二原矿中45%、42%、39%和30%的铝土矿。

从第一分支到第二分支的泡沫量应取决于第一分支的产量。如果第一个分支的产量小,可以全部合并到第二个粗中,一般都是这样。如果第一次泡沫的产量很高,可以部分并入第二次粗加工。比如在高品位铝土矿的浮选中[4],泡沫产品的产率很高,达到82% ~ 83%,将其全部合并到二次粗选中肯定是不合适的。通过试验比较,第一次泡沫产品产量的1/3与第二次粗选相结合是可取的,这也为煤泥分支浮选试验所证明。

确定第二支的剂量。因为第一个泡沫夹带了药物,所以第二个泡沫的用量可以减少,这是显而易见的。如何合理确定其用量,需要通过实验设计、安排正交试验或单因素试验来确定。一般情况下,捕收剂和起泡剂用量下降幅度较大,而调整剂用量较低且较小。平均减少10% ~ 30%。

2.按速度选择。根据最初几分钟浮选出来的产品通常品位高,然后逐渐降低的现象,根据矿物的浮选速度不同,采用批刮的方式,按照等品位、等浮选速度的原则进行组合,使浮选速度快的目标矿物尽快浮出来,浮选速度慢、品位低的矿物可以晚一点浮出来,再进一步分别精选,使各得其所。避免集中选择导致质量下降的现象。速度分离和非速度分离的示意图和试验结果见图2和表2。显然,分离出的产品的品位和回收率大大提高。

图2按速度划分的分离过程

表2不同速度和不同速度下黑钨矿细泥分选试验结果(WO3%)

手艺

选定等级

精矿品位

回收率

速度分离

非快速分类

3.05

2.81

28.13

25.82

72.94

56.87

近年来,吴根据浮选动力学原理提出了一个分级浮选的数学模型[13]。

式中:r0——最高理论采收率,%;R-T时达到的回收率,%;R0i-I组分的最高回收率,%;Kri-I组分速率常数;t——浮选时间,分钟;I部件、快速、中等和慢速部件。根据批刮产品的品位和产量,通过计算机处理,可得到一种矿物的最高理论回收率、快、中、慢部分的占有率及其速率常数,并可绘制浮选速率图。

将黑钨矿泥分为粗选、异速分选和浓浆曝气浮选三个分支[3],精矿品位和回收率分别提高了6.29%和14.9%;各种化学药品都省,多的50%,少的20%。混合时间缩短了40分钟。

(2)支流浮选

在分支浮选中,将原矿浆“分支”后再适当“串联”,配以相应的配方和加药方式,既充分利用了泡沫和矿浆中残留的化学物质,又发挥了被化学物质作用疏水化的矿物颗粒或絮体的“负载”作用。先在硫化锑矿浮选实践中获得成功,后在铜、铅锌矿、铜钼矿等选矿厂相继推广应用,下一节将介绍。

支流浮选法简单有效,可在工业上应用。支流浮选可以只用一排浮选机进行,也可以在大型选矿厂和工艺复杂的选矿厂进行。其结构特点是:

1.当只有一排浮选机时,如图3所示布置分支串的流入。

图3单排浮选系列的支流浮选过程

两种原矿浆分别进入粗选一和粗选二。粗选一的泡沫产品全部进入粗选二与二次原矿浆浮选,粗选二的泡沫产品进一步精选得到最终精矿,槽内产品进入粗选一,粗选一的产品经过精选抛尾。整个支流浮选过程在一排浮选机中进行,以产生精矿和尾矿。

在这种情况下,需要结合相应的处方和给药方法。原矿矿浆混合中只加入常规浮选用量的60% ~ 70%,再加入20%左右的二次分支。这样总用量仅为常规浮选用量的70% ~ 80%,就能达到与常规浮选相同的效果。对于不同的矿石浮选,不同的配方和用量,应通过试验设计进行优化。

2.当有两个浮选系列时,第一个系列(第一个)的粗选泡沫产品可以引入第二个系列(第二个)的原矿混合桶(或粗选作业),而第二个系列的扫选泡沫可以引入第一个系列的粗选作业,而其他作业保持不变,如图4所示。

图4双排浮选系列的支流浮选过程

第一分支用量与常规浮选相同,第二分支用量可相应减少。当有两个平行系统(两排平行浮选机)时,该过程非常容易实施。如果试验成功,可以继续生产和使用,否则可以终止。这比在实验室用单室浮选机进行分支串联浮选和小型闭路试验简单。

(3)分支载体的浮选

1.分支载体浮选[9]是将粗粒矿物(高品位精矿或其他矿物)作为一种载体,加入到待处理的另一种煤泥(细粒)中,再通过强力搅拌强化细粒矿物的浮选。测试结果列于表3和表4中。

表3-5微米赤铁矿和黑钨矿常规浮选和载体浮选结果

矿物名称

常规浮选

载体浮选

回收率(%)

浮选速率常数

回收率(%)

浮选速率常数

添加的载体

钨锰铁矿

红色铁矿石

红色铁矿石

40.50

40.41

40.41

0.213

0.123

0.123

70.38

76.97

72.50

0.869

0.897

0.842

5 ~ 28微米黑钨矿

20~43微米磁铁矿

20~45微米赤铁矿

表4不同类型泥矿的浮选结果(%)

样品

原矿品位

常规浮选

分支载体浮选

精矿品位

回收率

精矿品位

回收率

添加的载体

东鞍山赤铁矿

铜绿山氧化铜矿

大厂锡矿泥

凡口铅锌矿洗矿泥

34.50

2.94

0.42

铅3.24

锌5.55

熨斗18.70

61.23

7.60

0.59

5.20

10.10

20.75

85.30

62.95

63.96

85.40

96.70

84.60

65.60

20.70

2.70

10.33

20.95

22.77

87.93

61.43

57.45

94.20

98.15

86.51

磁铁精矿

粗硫化物精矿

30 ~ 50微米应时

粗铅锌混合精矿

可以看出,分支载体浮选工艺对-5微米细粒纯矿物和泥状矿石都能获得较好的指标。细粒纯矿物回收率提高30% ~ 36.5%;赤铁矿精矿品位和回收率分别提高了4.37%和5.63%;氧化铜精矿品位提高13.16%;锡泥品位提高了4.7倍;铅锌精矿品位分别提高5.13%和10.85%,回收率分别提高8.8%和1.44%。无论是以同种矿物(或矿石)为载体,也称各自的载体,如黑钨矿→黑钨矿、赤铁矿→铅锌矿物→铅锌矿物,还是以不同的载体,如磁铁矿→赤铁矿、硫化铜矿物→氧化铜矿物、应时→锡石,都是有效的。

2.粗粒矿物的“载体-助凝剂”功能。通过深入研究发现,粗粒矿物加入后,不仅作为细粒矿物的载体,而且促进细粒矿物的团聚,简称“载体-助凝剂”。在特殊配置的搅拌罐中,经过强力搅拌,从电镜照片上可以清楚地看到细粒矿物对粗粒矿物的粘附。同时,也可以清晰地看到细小颗粒和无团聚的细小颗粒形成的絮体。通过激光粒度分析仪发现,细颗粒与载体颗粒之间的粒度分布大大增加,但不添加粗粒矿物时,这种现象并不明显。表4中有趣的是,粗应时的加入也能显著提高锡矿泥的浮选效果,这不能用“载体”效应来解释,而应归因于粗应时的“助凝”效应。由于所用捕收剂苄基胂酸对应时没有捕收性能,不会作为细粒锡石的“载体”,但粗大的应时加速了细粒锡石间的疏水团聚。

这一研究成果为细粒(煤泥)浮选提供了新的途径和新的理论基础,是分支浮选技术和理论的新发展。

三。应用和益处

分支浮选工艺在我国锑、铜、钼、铅锌矿和金矿的一些选矿厂得到应用,取得了显著的经济效益,因为它具有降低浮选药剂消耗和提高浮选指标的作用,而且实施简单,运行稳定。以下是一些应用示例。

(一)桃江板溪锑矿

1982年1月,首次成功应用分支串联浮选新工艺、新配方,使锑精矿含砷量由2.74%降至0.35%,锑精矿品位由57.48%提高到65.63%,回收率由92.07%提高到94.55%。与常规浮选相比,丁基铵黑粉和硝酸铅单耗分别降低了42%和38%。同时,由于锑精矿质量的提高,降低了冶炼成本,提高了冶炼产量。而选矿冶炼每天增收节支27万元以上[6]。

(2)银山铅锌矿

1982年4月,分速法优先浮选铅获得成功[12]。生产实践证明:

1.分速浮选提高了铅锌精矿的质量和回收率。铅锌精矿中杂质减少,铅回收率提高1% ~ 1.5%,锌回收率达到历史最高水平。

2.有利于铅精矿中银的富集。与1981年相比,1982年铅精矿含银量增加了138.3克/吨金属,1983年第一季度增加了299.3克/吨金属。

3.提高了浮选机的利用率。原有的48槽6A浮选机产能提高了15%,每年节省35万千瓦时的电力,腾出了回收黄铁矿的设备和车间。年效益总计30多万元。

(3)德兴铜矿

1985年4月,德兴铜矿选矿厂成功进行了枝串浮选工业试验[7]。结果表明,与同期生产的常规浮选系统相比,粗铜精矿品位提高2.41%,回收率提高0.7%,黄药和醚醇平均单耗降低29.2%。同时,减少了清洗操作,并且降低了分离阶段的处理成本。与系统改为分支串联浮选前的1985年第一季度相比,铜回收率提高了2.68%,黄药单耗下降了44.3%,醚醇单耗仅为第一季度松油醇单耗的12.2%。与1984年全年指标相比,铜精矿品位相近,回收率提高2.21%,黄药单耗下降29.7%,醚醇单耗仅为1994。显然,与同期生产的其他系统流程或本系统以往的生产指标相比,枝串浮选流程可以达到大幅降低药耗、提高分选指标的目的。如能在全厂推广应用,按日处理矿石1.5万吨计算,可增加年收入72.5万元。

(4)水口山铅锌矿

1985年12月,铅系统成功改为串联浮选,取消了中矿再磨作业。然后,将锌硫混合浮选系统改为分支串联浮选流程。生产实践表明[8]:提高了金属回收率,铅和锌的回收率分别提高了2.25%和1.13%。产品质量得到提高,铅精矿4级以上的等级率由1985年的51.23%提高到73.93%,淘汰了7级产品。锌精矿五级以上品级率由1985年的23.05%提高到65.04%,基本消灭了九级。减少了药剂的用量,药剂成本降低了5.3%。简化原工艺结构,取消中矿再磨作业,每年节电21万千瓦时,并有两套衬板。以上四项全年增收节支91万元。运行非常稳定。需要指出的是,为了获得可靠的枝系浮选与常规浮选的对比指标,该厂在生产中采用了两种工艺隔日交替使用的方法,为期一个月,并取得统计数据进行对比,因此完全可靠。同时也说明,两个流程互换并不难,生产不会因为改革失误而损失。也不会因为缺乏同时期产生的比较体系而盲目肯定或否定。

(5)宝山铜矿

原有的四个平行铜钼混合浮选系列。四个系列的铜钼混合选矿在进入铜钼分离系统前必须进行浓缩。1986年3月,改变了分支浮选工艺,产品质量明显提高,可不经集中精选进入铜钼分离系统。因此,取消了集中清洗操作及其搅拌桶。与此同时,一队所属系列的选择题作业也取消了。生产实践表明:

1、提高了产品质量。最初的四个系列的铜钼混合浮选精矿平均含铜3.81%,钼2.62%。集中浮选后,精矿品位为6.84%铜和5.24%钼。而分支浮选后,铜钼混合浮选第二分支的精矿品位为8.64% Mo和6.76% Mo,高于集中浮选后的精矿品位。因此无需集中浮选即可进入铜钼分离系统,最终产品质量优于以前。14级以上铜精矿品位率由1985年的33.18%提高到73.37%,一级钼精矿销售率由1985年的48.48%提高到85.14%。

2、提高了最终铜钼精矿的回收率。由于取消了集中选矿操作,避免了硫精矿中铜和钼的损失。由于铜钼混合浮选和铜钼分离浮选条件的改进,铜精矿最终回收率提高了9.02%,钼精矿最终回收率提高了3.20%。

3.降低了浮选药剂的消耗。亚硫酸钠、硅酸钠和碳酸钠被去除。捕收剂煤油用量减少2/3,丁铵黑粉用量减少26%,起泡剂用量减少51%,药剂总用量减少36.91%,节省药剂成本0.49元/吨。

4.简化流程,减少设备,节省11台6A浮选机和1个搅拌桶,年节电24万千瓦时。以上四项,五个月增收节支71万元。

(6)辽宁某金矿。

分支浮选工艺用于处理金矿石[15]。当入选矿石金品位低于3g/t时,金回收率提高2.76%,精矿品位提高15.39g/t,浮选药剂消耗减少一半,年利润20万元。

(7)洛雪铜矿

1988年进行了枝串浮选工艺试验。小型试验结果表明,该工艺可节省15%的药剂用量,在回收率不变的情况下,铜精矿品位可提高1% ~ 3%。1989年在洛雪铜矿选矿厂进行了工业试验,达到了节电、节药、节备件的目的,取得了显著的经济效益。它是在1990年应用的。

(8)白坊铜矿

1987年6月,分两个浮选系列对2号硫化矿浮选工段进行了分系列浮选工艺试验。两年多的生产实践表明,该工艺浮选过程稳定,技术指标良好。精矿品位和回收率分别提高2.49%和0.23%,药剂成本降低1.04元/吨,年利润10.75万元以上。

当然,广泛应用不是万能的,轻松实现也不是没有窍门。为了减少药物消耗,并不是所有的药物都同时减少。因为有些过剩的药物可以用,有些不能用,如果几种药物比例失调,就达不到预期的效果。还有,多少分店合适?怎么流?等等,都需要针对不同矿石类型、不同矿石性质、不同配方、不同地点、不同要求等具体分析研究。,才能得到好的结果。

四。结论与展望。

支流浮选工艺和分速浮选工艺实施方便,适用于各种矿石的浮选。它们具有降低浮选药剂消耗、改善或提高分选指标的作用,达到了增效的效果。因此,它已得到推广应用,并将引起更多选矿工作者的兴趣,进行试验和实施。

由于分支载体浮选工艺是分选工艺的创新,如硫化铜粗精矿作为氧化铜浮选的载体,铅锌混合粗精矿作为铅锌矿洗矿泥浮选的载体,甚至粗粒应时作为加速锡矿泥疏水团聚的浮选,对细粒矿物的回收具有特殊的作用和明显的效果。在理论上,提出了“载体助凝剂”及其判据等新概念,是细粒浮选的新进展。因此,它将得到重视和应用,细粒浮选技术和理论将得到进一步发展。

参考

[1]эигелес,m.a.,вартаняк.т。,Автоское свидетельство,№107956,1953.

[2] Πлаксин И.Н.,Идр.,К Вопросу разрабтки схемъґФлотаций полиметаллинеской руды двет.мет.,1956,№11,6.

[3]中南矿冶学院浮选教研室,分支粗选,异速分选,浓浆曝气搅拌浮选黑钨细泥新工艺试验,有色金属(浮选冶金部分),1977年,№12,16。

[4]黄,,胡,,张国祥,李龙凤,一水硬铝石型堆积型铝土矿的分支浮选,轻金属,1982,№ 2,1 .

[5]黄,李龙凤,张国祥,胡,分支浮选工艺研究,全国有色金属选矿药剂学术会议论文,1982年10月。

[6]王东明,支流浮选技术鉴定会,有色金属(选矿部分),1982,№ 4,64。

[6']黄等,支流浮选新技术,人民日报,1984年12月3日第3版,204项发明奖;《发明》, 1985年,第8卷第2期;国家发明奖作品全集(3部);自然科学年鉴,1985年。P.5 ~ 47中国经济年鉴,1985年,第11~14-14页。

[7]黄,,李龙凤,,石,张继林,德兴铜矿支流浮选工艺试验,有色金属(选矿),1986,№2,14。

[8]刘宏宇,支流浮选工艺的应用给企业带来明显的经济效益,有色金属信息,1987年第2期。

[8]刘宏宇,支流浮选工艺的初步实践,有色金属(选矿部分),1987,№ 2,11。

[9]邱冠洲,王殿佐,胡,细粒浮选中的粗粒效应,第一届全国有色金属选矿学术讨论会论文,1986年11月。

[10]陈从智,分支浮选的应用,有色金属(选矿部分),1981年,№ 6,58。

[11]全国铜、铅、锌选矿技术交流会,有色金属(选矿部分),1984年,№ 3,62。

[12]何美荣,分速浮选生产实践,有色金属(选矿部分),1984年,№ 2,11 .

[13]吴,目标矿物和全浮选组分的分级浮选模型,第二届全国选矿数学模型会议论文,1985年10月。

[14]王桂明,分支浮选在氧化矿石中的应用研究,有色金属(选矿部分),1987,№ 2,58。

[15]王,,张承泰.三分支浮选工艺的研究与应用.有色金属(选矿),1989 .№6,1 .

[16]促进技术进步发展铜和镍生产,有色金属(选矿部分),1990年,№ 5,3。

[17]同[16],1990年,№ 5,9。

本文原载有色金属(矿物加工)1991 № 2,22。&# 9786;

 

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