浮选

摘要： 采用密度泛函理论,研究了铁含量对闪锌矿(110)表面的表面弛豫、电子性质及铜活化的影响。研究结果表明,对于低铁含量的闪锌矿,闪锌矿(110)表面的锌原子和铁原子向表面内部的弛豫均变小,减小了空间位阻;电子态密度及能带结构表明,铁电子活性较强,且无自旋极化,即低铁有利于闪锌矿浮选。对于高铁含量的闪锌矿,其表面的铁原子向内部弛豫较大,增大了空间位阻;电子态密度及能带结构表明铁的活性不高,出现自旋极化,不利于浮选。而闪锌矿(110)表面上铁不易被铜替换,且铁的含量越多越不利于铜的替换。该研究从原子层面上解释了铁含量对闪锌矿(110)表面性质和铜活化的影响,为含铁闪锌矿的浮选提供理论指导。

摘要： 黄铜矿和辉钼矿是两种典型的硫化矿,其浮选分离一直是业界关注的焦点。硫化矿易氧化,矿物表面氧化程度和氧化产物类型对其浮选行为有重要影响。黄铜矿、辉钼矿在浮选之前进行氧化预处理,它们会产生不同程度的氧化和不同类型的氧化产物,这些原因使矿物的表面原有的性质发生改变,从而改变矿物固有的浮选行为,实现黄铜矿和辉钼矿的浮选分离。论文介绍了黄铜矿、辉钼矿的表面特性,分析了其表面氧化机理,综述了铜钼硫化矿氧化浮选分离的研究现状,旨在为铜钼硫化矿物绿色、高效浮选分离提供一定的借鉴。

摘要： 采用密度泛函理论分析了2-巯基苯并噻唑(MBT)、2-巯基苯基恶唑(MBO)和2-巯基苯基咪唑(MBI)三种螯合捕收剂的电子结构,系统地研究了分别取代N、O、S原子对捕收剂的性质的影响。研究结果表明:MBO费米能级附近主要由硫原子贡献组成,S_(1)、S_(2)原子具有较高活性,表现出更强的电子活性,说明MBO的捕收性和选择性比其他两种捕收剂的都强。通过前线轨道计算可知MBO与矿物的相互作用最强,其结果很好地解释了三种螯合捕收剂发生作用的差别。试验中三种螯合捕收剂浮选黄铜矿和黄铁矿时,MBO、MBT、MBI对黄铜矿的回收率依次为88%、63%、42%,对黄铁矿的回收率都小于20%,浮选回收率最好的药剂为MBO。因此取代O原子的捕收剂MBO对黄铜矿的选择性最好,捕收能力更强,浮选回收率也更高。研究结果为进一步认清黄铜矿和黄铁矿的可浮性差异及新药剂开发提供了理论指导参考。

摘要： 浮选加药是煤泥浮选过程的重要环节,其药剂的调节对浮选的效果有很大影响。目前选煤厂浮选工艺中由于缺少高精度的浮选变量检测设备和有效的加药策略,加药量的多少往往只能凭借工人的生产经验。这种加药方法不仅增加了工人的劳动强度,还会因为主观因素造成浮选精煤灰分的不稳定,从而影响生产效益。基于无源在线测灰仪的浮选加药系统,通过检测煤炭中天然含有的微量放射性元素来分析灰分,精度较高、绿色无公害、运行管理维护成本较低,实现了对加药系统的有效反馈调节、煤质的适时调整和煤厂智能化管理。

摘要： 针对山东某铁精矿中硫含量高的问题,进行了脱硫试验研究。采用浮选-弱磁选原则流程,同时兼顾现场生产条件,最终在磨矿细度-0.075 mm粒级占54.67%条件下,获得了产率2.47%、硫品位37.62%、硫回收率78.75%的硫精矿和产率53.57%、铁品位64.47%、含硫0.27%、铁回收率82.53%的铁精矿,实现了铁和硫的综合回收。研究结果可为选厂现场铁精矿降硫提供技术依据。

摘要： 为解决以煤油为捕收剂浮选某钼矿时捕收能力不足、回收率低的问题,以中性油与煤油复配成复合烃油作为辉钼矿的新型复合捕收剂,在原矿Mo品位0.125%、磨矿细度-0.074 mm粒级占55.11%、复合捕收剂用量100 g/t(煤油与中性油配比1∶1)条件下,可获得Mo品位45.20%、回收率83.04%的钼精矿;与以煤油作捕收剂相比,其品位和回收率分别提高了1.50个百分点和4.31个百分点。

摘要： 国外某铁矿石铁含量为48.04%,有害元素硫、磷含量较低,赤褐铁占全铁的98.15%,铁矿物共生关系复杂、单体解离非常困难。为确定该矿石的合理开发利用工艺,进行了选矿试验研究,结果表明,采用磁化焙烧—弱磁选工艺,当最终磨矿粒度为-0.076 mm占95%时,可以获得产率66.70%、铁品位63.68%、铁回收率88.27%最终精矿,该指标明显优于单一强磁选工艺指标和阶段磨矿阶段强磁选—强磁选中矿浮选工艺指标。因此,磁化焙烧—弱磁选工艺是该矿石处理的适宜工艺。

摘要： 对刚果(金)某复杂难选砂岩型高钙镁铜钴矿进行工艺矿物学和选矿试验研究,结果表明,矿石中主要的有价元素铜、钴品位分别为3.01%、0.15%,杂质元素CaO和MgO含量分别为11.22%、10.26%。其中铜主要以辉铜矿、斑铜矿等硫化铜矿形式存在,钴主要以含钴白云石、钴斜硅铜矿等氧化钴矿形式存在。辉铜矿有部分被氧化,在边缘生成了少量孔雀石、赤铜矿等氧化矿,氧化钴矿则与孔雀石连生于一起,两者关系密切。因此采用"优先浮选硫化铜矿,后混合浮选氧化铜钴矿"的工艺流程,并使用六偏磷酸钠抑制钙镁矿的浮选,共获得硫化铜精矿(铜品位34.08%)和低钙镁含量的氧化铜钴精矿(铜钴品位分别为19.47%、1.29%),最终实现了有价元素铜钴的综合回收。

摘要： 采用新型捕收剂CYC-20对山东某伴生铜矿进行了浮选试验研究,试验室闭路试验获得了铜品位17.20%、回收率66.37%的铜精矿指标,工业试验可以获得铜精矿铜品位20.33%、回收率73.03%的优良指标,并解决了尾矿水中黄原酸根离子含量超标的问题。实践证明,CYC-20是一种优良的铜浮选捕收剂,具有良好的应用前景。

摘要： 采用浮选溶液化学理论结合第一性原理研究了高硅型异极矿硫化—胺类捕收剂浮选作用机理。研究表明,长链胺分子对异极矿回收率高于短链胺分子,直链胺分子的捕收能力优于同分子量的支链结构;矿浆pH值为11有利于异极矿与石英的分离,十八伯胺的适宜用量为1.25×10^(-4) mol/L;硫化钠可以显著提高异极矿回收率。溶液化学分析显示HS-是矿物表面活化作用的主要成分,且其浓度为(1.950~6.180)×10^(-3) mol/L时,矿物回收率均在85%以上。第一性原理计算表明HS-可以与异极矿表面Zn和O_(1)位点成键,但吸附作用不强;而十八伯胺与异极矿表面的吸附作用更弱,因此需要过量硫化才能有利于异极矿的浮选。

摘要： 很多金矿企业对井下排泥和洗矿矿泥的浮选作业很头疼，因为普通的浮选机对矿泥的浮选效果很差，回收率极低;而矿泥的品位并不低(一般介于0.7—4.55/t)，所以寻求一种有效的回收手段和工艺是现在很多金矿企业的迫切需求;山东煤机装备集团生产的旋流微泡浮选柱，很好的解决了矿泥的回收问题，经过3个多月的半工业性试验，平均回收率为92.14％，尾矿品味平均可以达到0.21/t。

摘要： 内蒙某铜矿矿石性质复杂，采用常规工艺，浮选药剂达6种之多，但选别效果不佳。通过技术创新，采用新的药剂制度，以H2SO4+Na2SO3+FeSO4组合作为黄铁矿的抑制剂，Z-200作捕收剂，解决了该矿多年未解决的选矿技术问题，试验指标超过预期，浮选指标稳定。

摘要： 铜镍浮选分离是影响资源利用的关键因素。本文介绍了我国硫化铜镍矿石的基本特性与浮选的关系，铜镍浮选分离的研究现状，包括典型的工艺流程，新型浮选药剂及作用机理，以及铜镍分离所遇到的问题。

摘要： 本文针对东鞍山烧结厂分步浮选法分选出的含菱铁矿中矿进行了中性焙烧一返回分步浮选的试验研究，通过优化浮选药剂制度，获得了品位为67.80％，回收率为73.98％的精矿产品，实现了该浮选中矿矿石中铁矿物的综合回收。

摘要： 本文针对西藏含金氧化铜的磁铁矿石进行了浮选一磁选联合流程，同时对浮选尾矿进行了氰化浸出试验，浮选捕收剂采用B130和丁基黄药组合药剂回收铜和金，经过二次粗选、二次扫选、三次精选得到金品位69.5g/t、铜品位16.5％、金回收率81.03％、铜回收率65.24％的浮选精矿，对浮选尾矿进行弱磁选试验，采用一次粗选一次精选的试验流程，可得到品位65.88％，回收率84.76％的铁精矿。

摘要： 本文对某铜尾矿中明矾石的选矿工艺和综合利用进行了研究。采用浮选工艺得到的明矾石精矿SO3品位22.99％(纯明矾石含量59.65％)，SO，回收率72.65％。优化了明矾石精矿的焙烧条件、酸浸温度、液固比和硫酸浓度工艺条件：700°C焙烧Ih、浸出温度90°C、液固比6、硫酸浓度8.18％。初步研究了明矾深加工生产硫酸钾和氧化铝的工艺，亦对浮选尾渣制砖进行了探索试验。

摘要： 本试验主要是研究氧化矿的浮选及氧化铜钴矿的分离。利用氧化矿捕收剂羟肟酸钠和丁基黄药按比例配合使用，作为本次试验的捕收剂，进行混合浮选.浮选精矿用硫酸选择性浸出钴矿物，取得了良好的效果。选矿试验研究工作，首先通过岩矿鉴定、物相、化学多元素分析，确定了该矿类型及嵌布特征。原矿经浮选一浮选精矿浸出的试验研究，获得如下技术指标：原矿品位：Cu0.61％、Co0.040％、Au1.85g/t，尾矿品位：Cu0.12％、Co0.014％、Au0.42g／t，精矿品位：Cu15.73％、Co0.842％、Au45.96g／t，精矿回收率：Cu80.97％、Co66.10％、Au78.01％，精矿产率：3.14％。浮选精矿硫酸选择性浸出钴的回收率达到90％以上，钴矿物的综合回收率达到50％以上。

摘要： 露采排土场废石干式磁选抛尾，能丢掉70％的尾矿;原矿全铁品位10.22％，通过干式磁选抛尾，提高到26.08％，铁粗精矿含铜0.656％，金0.71g／t，银3.05g／t，此粗精矿仿现场自磨工艺流程回收铜铁金银开路试验结果：铜精矿产率2.56％，铜精矿含铜品位12.69％，铜回收率58.02％，铜精矿含金11.61g/t，金回收率63.25％，铜精矿含银54.77/t，银回收率48.05％，闭路试验结果，铜精矿含铜品位7.206％，铜回收率71.87％，铁精矿品位62.59％，铁回收率76.59％。

摘要： 露采排土场废石干式磁选抛尾，能丢掉70％的尾矿;原矿全铁品位10.22％，通过干式磁选抛尾，提高到26.08％，铁粗精矿含铜0.656％，金0.71g／t，银3.05g／t，此粗精矿仿现场自磨工艺流程回收铜铁金银开路试验结果：铜精矿产率2.56％，铜精矿含铜品位12.69％，铜回收率58.02％，铜精矿含金11.61g/t，金回收率63.25％，铜精矿含银54.77/t，银回收率48.05％，闭路试验结果，铜精矿含铜品位7.206％，铜回收率71.87％，铁精矿品位62.59％，铁回收率76.59％。

摘要： 露采排土场废石干式磁选抛尾，能丢掉70％的尾矿;原矿全铁品位10.22％，通过干式磁选抛尾，提高到26.08％，铁粗精矿含铜0.656％，金0.71g／t，银3.05g／t，此粗精矿仿现场自磨工艺流程回收铜铁金银开路试验结果：铜精矿产率2.56％，铜精矿含铜品位12.69％，铜回收率58.02％，铜精矿含金11.61g/t，金回收率63.25％，铜精矿含银54.77/t，银回收率48.05％，闭路试验结果，铜精矿含铜品位7.206％，铜回收率71.87％，铁精矿品位62.59％，铁回收率76.59％。

摘要： 一种浮选罐(1)，包括自支承罐(2)。罐(2)由热塑性聚合物制造。罐(2)有下部罐部件(3)和渐缩的上部罐部件(4)，该渐缩的上部罐部件(4)比下部罐部件(3)更窄。该罐(2)有在上部罐部件(4)的上端处的嘴部(5)以及在嘴部(5)周边处的溢流唇缘(6)。而且，浮选罐(1)包括溢流接收器(7)。该溢流接收器(7)由热塑性聚合物制造，并在溢流唇缘(6)旁边与罐(2)的渐缩的上部部件(4)连接，用于在使用时接收、收集和排出从罐(2)越过溢流唇缘(6)溢出的溢流。

摘要： 一种正浮选氯化钾的浮选剂、浮选组合物及氯化钾的制备方法，涉及盐湖钾盐制备领域。正浮选氯化钾的浮选剂的有效成分为单酰甘油。本申请提供的氯化钾的制备方法，利用本申请提供的正浮选氯化钾的浮选剂以及浮选组合物，实现浮现氯化钾的效果佳，且生物相容性佳、无毒且使用安全。

摘要： 一种用于处理悬浮在浆液中的矿石颗粒的浮选装置。该装置包括具有粗选部分和清除部分的初级浮选线。至少一个粗选初级浮选槽的溢流布置成直接流入粗选清洁槽。来自第一粗选清洁浮选槽的底流被组合到来自粗选初级浮选槽下游的粗选初级浮选槽的溢流中，第一粗选清洁浮选槽从该粗选初级浮选槽接收初级溢流；或者组合到来自粗选初级浮选槽下游的粗选初级浮选槽的组合溢流中，第一粗选清洁浮选槽从该粗选初级浮选槽接收初级溢流；或者组合到来自额外粗选清洁槽的溢流中，所述粗选清洁槽布置成接收来自粗选初级浮选槽下游的至少一个粗选初级浮选槽的初级溢流，粗选清洁槽从所述粗选初级浮选槽接收初级溢流。

摘要： 本发明涉及浮选装置，用于处理悬浮在浆料中的矿物矿石颗粒。浮选装置包括：一级浮选线路，一级浮选线路具有包括至少两个粗选一级浮选槽的粗选部分和包括至少两个扫选一级浮选槽的扫选部分；以及二级浮选线路，二级浮选线路包括至少两个二级浮选槽。第一二级浮选槽布置成接收来自所述至少一个粗选一级浮选槽的一级溢流，并且另一个二级浮选槽接收来自至少另一个粗选一级浮选槽的一级溢流。所述另一个二级浮选槽布置成与在前二级浮选槽流体连通，并且来自第一二级浮选槽的底流设置成流入所述另一个二级浮选槽，或者设置为与所述另一个二级浮选槽的二级底流组合。

摘要： 本发明提供了一种提高钛铁矿与其脉石分离效率的浮选捕收剂、浮选药剂及浮选方法，该浮选捕收剂包括捕收剂A，所述捕收剂A为其中，R1为C1‑C15的烷基、C4‑C15的环烷基、丙烯基、乙炔基、苯基、苄基或苄氧基；R2为氢、C1‑C15的烷基、C4‑C15的环烷基、丙烯基、乙炔基、苯基或苄基。本发明中，将捕收剂A用作铁钛矿的浮选捕收剂，得益于苯环与磷酸基团特有的协同作用，使捕收剂A表现出良好的浮选选择性和回收率，能够改善钛铁矿的回收率以及品位。

摘要： 本发明提供了一种浮选中矿箱、浮选装置及浮选中矿箱配置方法，涉及选矿技术领域，本发明提供的浮选中矿箱，包括：箱体、第一阀组和第二阀组；箱体设有第一进矿口、第一出矿口和第二出矿口；第一阀组和第二阀组分别安装于箱体上，第一阀组用于控制第一进矿口与第一出矿口通断，第二阀组用于控制第一进矿口与第二出矿口通断。本发明提供的浮选中矿箱，可以在浮选整体流程不中断条件下切换矿浆流向，尤其适用于在浮选工艺中连接两个浮选机，可以将相隔浮选机作业间的浮选机进行隔离。

摘要： 本发明提供了一种用于浮选白钨矿中萤石的浮选药剂及其浮选方法，所述浮选药剂包括捕收剂N‑月桂酰肌氨酸钠和pH调整剂，以1吨矿浆计，所述捕收剂的用量是80‑350克；所述浮选方法包括步骤1、将白钨矿粉碎处理，具体是将白钨矿加入球磨机磨矿至矿物单体解离，制成白钨矿粉末；步骤2、将白钨矿粉末与水混合均匀制成矿浆，在所述矿浆中加入pH调整剂，调控矿浆pH值为7‑10；步骤3、将捕收剂加入到pH值为7‑10的矿浆中并混匀制得预混矿浆；步骤4、在浮选作业时，对预混矿浆搅拌3‑8min并同时充气3‑8min，浮选出矿浆中的萤石粗精矿。本发明所述捕收剂用量少、水溶性好，选择性强且稳定性高。

摘要： 一种浮选罐(1)，包括自支承罐(2)。罐(2)由热塑性聚合物制造。罐(2)有下部罐部件(3)和渐缩的上部罐部件(4)，该渐缩的上部罐部件(4)比下部罐部件(3)更窄。该罐(2)有在上部罐部件(4)的上端处的嘴部(5)以及在嘴部(5)周边处的溢流唇缘(6)。而且，浮选罐(1)包括溢流接收器(7)。该溢流接收器(7)由热塑性聚合物制造，并在溢流唇缘(6)旁边与罐(2)的渐缩的上部部件(4)连接，用于在使用时接收、收集和排出从罐(2)越过溢流唇缘(6)溢出的溢流。

摘要： 本申请提供了一种煤炭的浮选方法、浮选装置、处理器与浮选系统。该浮选方法包括：获取浮选池内的多组原始数据，以及每一组原始数据对应的灰分值；至少采用多组原始数据和对应的灰分值，对预设贝叶斯模型进行训练，得到目标贝叶斯模型；基于目标贝叶斯模型和实时获取的浮选数据，确定浮选数据对应的目标灰分区间，基于目标灰分区间确定对应的起泡剂和捕收剂的添加量，其中，浮选数据包括实时图像数据和实时音频数据。由于目标贝叶斯模型的时间复杂度在线性复杂度的范围内，这样保证了目标贝叶斯模型的计算量较小以及计算速度较快，从而解决了现有技术中实时计算灰分值的计算量较大以及计算速度较慢的技术问题。

摘要： 本发明提供了一种浮选中矿箱、浮选装置及浮选中矿箱配置方法，涉及选矿技术领域，本发明提供的浮选中矿箱，包括：箱体、第一阀组和第二阀组；箱体设有第一进矿口、第一出矿口和第二出矿口；第一阀组和第二阀组分别安装于箱体上，第一阀组用于控制第一进矿口与第一出矿口通断，第二阀组用于控制第一进矿口与第二出矿口通断。本发明提供的浮选中矿箱，可以在浮选整体流程不中断条件下切换矿浆流向，尤其适用于在浮选工艺中连接两个浮选机，可以将相隔浮选机作业间的浮选机进行隔离。