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铝塑板包柱

2017-06-06 17:50:11

铝塑板包柱图与铝塑板包柱比较:盒式蜂窝铝板最大板面可以做到1500mm×4500mm，因为板本身为复合材料，内部的铝制蜂窝为板本身承受自己身重量提供了保证，使得板本身不需要加任何的加强筋。而普通铝单板在宽度大于1m或长度大于2m的时候就必须在板背后加入加劲肋。加劲肋需要焊接在板的背面，因为加劲肋与板本身的热膨胀系数不相同，若干次的冷热变化后，板的正面会出现凹凸不平的现象。且这种现象通常在项目完工后的半后到一年就开始出现。　　铝塑板包柱属于单层产品，加工相对简单，造型能力强，但精度较差；蜂窝板为复合产品，加工速度和能力较弱，但精度有保障。盒式蜂窝铝板所采用的是扣盖系统，有胶缝外露和隐胶缝两种系统可供选择，系统充分考虑热胀冷缩对板面本身的影响，板面的四个方向都可以自由伸缩，有效避免了温度应力对板面平整度的影响。普通单层铝板只有胶缝外露系统，且安装都是用安装码固定在龙骨上，没有合适空间释放温度应力，导致板面容易发生翘曲。蜂窝板为复合型板材，具有质量轻，强度高，平整度好，板面大，安装简便，易维护，环保性好，可重复利用，抗热胀冷缩性能优异等优点。更多有关铝塑板包柱的内容请查阅上海有色网

锰矿石的浮选柱工艺

2019-01-25 15:49:32

浮选是以经过药剂处理的矿粒，在两相界面上的选择性附着为根据的选矿法。现今最适用的是泡沫浮选，它的特点就是由矿化的气泡所组成的集合体浮在矿浆的表面，加入矿浆中的药剂造成稳定的矿化泡沫，并与可浮矿物的表面发生作用，从而使可浮矿物选择地附着在气泡上。其过程一般是将矿粒磨得较细(粒度小于0.3mm)的矿浆在浮选机中搅拌，加入适当的浮选药剂，使某些矿粒的润湿性减少，而能附着于弥散在矿浆中的气泡上而上浮，这些附着于气泡上而上浮的矿物称为精矿，落在浮选机底部或飘悬在矿浆中不上浮的称为尾矿。矿物可浮性能的好坏一般是用矿物的表面润湿性(亲水性和疏水性)来判断。在实践过程中，我们则可以用浮选药剂来改变其表面性质，扩大矿物可浮性的差别，从而提高浮选效率及应用范围。因此浮选法的适用范围很广，有色金属、黑色金属、化学工业及建筑工业用原料均可采用，而且特别适于贫矿和结晶细的矿石，其不足之处是要磨细矿石和添加药剂，增加成本费用。锰矿石大部分是碳酸盐类和氧化矿物，其表面易被水润湿，可浮性能差，因此浮选法较少应用于工业生产上。国外仅有前苏联的恰拉图矿区的中央浮选厂和日本的大江浮选厂曾采用浮选法回收锰矿物，而且还是属于综合回收利用设施，生产规模不大，目前已不见有生产报导。我国仅遵义铁合金厂建有浮选厂富集锰矿石。遵义铜锣井锰矿系原生海相沉积矿床，锰矿物以菱锰矿、锰方解石为主，矿石中的铁主要以黄铁矿、白铁矿及菱铁矿形态存在，脉石矿物主要是碳质及粘土矿物等。菱锰矿呈他形粒状，锰矿物晶粒一般为0.047~0.079mm，密度3.42~3.5g/cm3，比磁化系数85.7~87.1x10-6cm/g.锰方解石单体晶粒一般为0.032~0.099mm，密度约2.74g/cm3，黄铁矿单体晶粒一般为0.002~0.100mm密度4.6~5.2g/cm3,比磁化系数为7.5~47x10-6cm/g，碳质粘土及泵泥石的单晶一般为0.016~0.095mm根据矿物工艺研究可知各种主要矿物基本上呈单晶赋存于矿石中，而且晶粒一般偏粗，矿石磨至-0.074mm为80%左右时，均可基本解离。该矿从1959年开始进行试验，不同流程的选别指标见表1。1975年按全浮选流程建成并处理原矿60万t选矿厂(设计流程及工艺选别指标见图1，表2)，但生产一直不正常，并进行国多次整改，调试。目前还在继续攻关。 [next]表1 遵义铜锣井锰矿石不同流程选别指标试验时间流程试验规模产品名称产率/%品位/%m(Mn)锰回收率/%MnFeS/m(Fe)一九五九年重浮小型Ⅰ级锰11.1934.98　　　16.88Ⅱ级锰29.8428.48　　　36.66Ⅲ级锰29.3126.18　　　33.1综合70.3428.55　　　86.64原矿10023.189.555.07　100一九五九年浮重小型Ⅰ级锰12.4833.75　　　19Ⅱ级锰21.7928.59　　　28.11Ⅲ级锰21.8326.71　　　26.31综合56.129.01　　　73.42原矿10022.16　5.15　100一九六六年强磁扩大Ⅰ级锰27.2134.744.210.418.2544.03Ⅱ级锰5.5931.454.970.236.338.2Ⅲ级锰9.2428.536.950.44.1112.25Ⅳ级锰17.8722.199.491.892.3418.47综合59.9129.736.280.834.7382.98原矿10021.479.153.32.35100一九七零年浮选扩大(浮选柱)Ⅰ级锰9.5732.653.520.199.2817.13Ⅱ级锰13.2430.034.890.216.1421.8Ⅲ级锰28.6124.128.962.412.737.83综合51.4227.226.91.423.9476.76原矿10018.2410.744.04　100一九八零年强磁(细粒)浮选小型Ⅰ级锰10.332.693.950.158.2818.02Ⅱ级锰10.4831.065.30.215.8617.42Ⅲ级锰32.6425.777.540.33.4345综合53.4228.146.40.254.480.44原矿10018.6910.122.82　100表2 遵义锰矿浮选厂设计选别工艺指标品名指标项目贫锰矿富锰矿产率/%锰品位/%锰回收率/%产率/%锰品位/%锰回收率/%Ⅰ级锰9.5732.6517.0428.6435.0246.61Ⅱ级锰13.2430.0321.681.99029.942.71Ⅲ级锰28.6124.1237.5728.7234.7933.08综合锰精矿51.4227.2176.2959.3529.982.4黄铁矿精矿7.746.182.817.4507.742.69综合尾矿37.849.3121.5033.209.6714.91原矿100.018.55　100.021.52　锰矿泥的浮选在国外应用较多，捕收剂多采用碳氢化合物、硫酸化皂、粗塔尔油及其乳液、含40%~50%脂肪酸皂、烷基磷酸盐、含C7~C12伯脂肪酸钠盐等。[next] 前苏联恰拉图矿泥采用混合浮选，硫酸化皂和塔尔油乳液作捕收剂，采用如图2所示的工艺流程图进行选别，获表3所列指标。前苏联的格鲁谢夫选矿厂尾泥则选用伯脂肪酸钠盐作捕收剂进行浮选，获表4所列指标。表3 恰拉图矿泥混合浮选工艺指标品名产率/%锰品位/%锰回收率/%精矿23.933.359.9中矿7.316.29.0尾矿42.92.718.6-10μ矿泥26.011.522.5原矿100.013.2100.0表4 格鲁谢夫选矿厂选别工艺指标品名产率/%锰品位/%锰回收率/%精矿56.241.584.4中矿16.31811.1尾矿27.54.54.5原矿10027.4100 注:原矿用药量7kg/t.

磁选柱精选铁精矿应用实例

2019-01-21 09:41:30

太钢矿业公司峨口铁矿选矿厂1978年建成投产，原采用二段阶段磨矿三段弱磁选原则流程，2000年-2002年改造成三段阶段磨矿四段弱磁选一段磁重选别原则流程，其中磁重选别设备采用重力磁团聚机。改造后选矿厂按球磨机配置方案分为“321”和“221”两种系统。“321”系统具体流程结构相对简单，处理量大，但精矿品位普遍低于65.5%;“221”系统具体流程结构相对复杂，精矿品位可达67%，但产量较低。2007年峨口铁矿将生产能力达到年产200万t铁精矿粉扩能改造工程列入日程，并且要求扩能改造后选矿厂总精矿品位达到67%以上。这样，在不允许考虑浮选工艺的前提下，如何使处理量大的“321”系统若仍采用原来的重力磁团聚机作为精矿品位的把关设备，将难以达到预期目标。为此，峨口铁矿选矿厂在“321”系统中引入新的磁重选别设备磁选柱进行了生产考虑，结果表明，磁选柱精选效果令人满意。一、重力磁团聚机存在问题重力磁团聚机在选矿厂“321”系统中的位置如图1所示。图1 重力磁团聚机在“321”系统中的位置由图1可见，重力磁团聚机处于流程的末端，应起剔除夹杂于弱磁选精矿中的矿泥和贫连生体，保证最终获得高品位铁精矿的作用。但是实际生产表明，重力磁团聚机由于选别区域大、磁场强度弱且不可调等原因，磁场作用深度不够，限制了上升水对矿物的淘洗作用，精矿品位提高幅度有限。表现在两个方面：一是上升水速小时，大颗粒的脉石矿物和贫连生体会进入精矿中，而且无法清洗附着在磁性矿物颗粒表面的细粒级脉石矿物，因此不能选出口位高于67%的精矿;二是上升水速大时，选别区域矿浆呈紊流状态，难以形成稳定的分选作用，因而也不能选出高品位的精矿，同时较小的团聚体会被上升水冲入尾矿，造成尾矿品位过高。两种上升水速下“321”系统中重力磁团聚机产品的粒度分析结果如表1、表2所示。表1 小上升水速下重力磁团聚机产品的粒度分析结果产品粒级/mm产率/%品位/%精矿＋0.0744.5035.80－0.074＋0.0554.8048.80－0.055＋0.04522.6060.50－0.04568.1066.30合计100.0062.78尾矿＋0.0744.6014.90－0.074＋0.0555.8016.40－0.055＋0.04523.1022.90－0.04566.5027.90合计100.0025.48表2 大上升水速下重力磁团聚机产品的粒度分析结果产品粒级/mm产率/%品位/%精矿＋0.0742.6029.40－0.074＋0.0554.5047.80－0.055＋0.04525.6061.00－0.04566.9066.90合计100.0063.54尾矿＋0.0743.0016.90－0.074＋0.0554.4022.70－0.055＋0.04523.6035.30－0.04569.0051.20合计100.0045.16 表1、表2表明：小上升水速时，精矿品位和尾矿品位都低;精矿中矿泥、细粒贫连生体脱除得不彻底，在颗粒连生体则脱除得很少。大上升水速时，精矿品位有所提高，但同时尾矿品位增幅更大;-0.045mm粒级的精矿品位与小上升水速时相比没有明显变化，而-0.045mm粒级的行矿品位比大上升水速时升高23.30个百分点，达51.20%，表明有单体解离较高的细粒级富矿进入尾矿中。二、磁选柱的应用磁选柱和重力磁团聚机都属于磁重选设备，但磁选柱克服了重力磁团聚机的缺点，有足够的磁场力把磁性铁矿物聚在一起，加快了磁性矿物的下降速度，同时也有足够的上升水力使非磁性和弱磁性铁矿物漂浮起来，下部给水又有利于延长对矿物的淘洗时间，而且上升水在进入选别区域前形成稳定的上升水层，有利于在选别区域产生稳定的分选作用，消除紊流引起的脉石矿物在磁性矿物中的混杂。另外，磁选柱还具有将磁性颗粒团聚-分散-再团聚的多次循环往复作用，使上升水能够充分把夹杂在团聚体内的矿泥、脉石矿物和贫连生体分选出来;上部设计的固定磁场则可以把未及时形成团聚体的富连生体和已单体解离的细粒磁性矿物阻止在选别区内，保证金属回收率的提高。鉴于重力磁团聚机在“321”系统中难以使精矿品位达到67%以上，为适应200万t/a铁精矿粉扩能改造工程的需要，峨口铁矿选矿厂于2007年下斗年在“321”系统安装了1台磁选柱，进行了生产实用性考察。磁选柱与重力磁团聚机生产指标的对比列于表3，磁选柱产品的粒度分析结果列于表4。表3磁选柱与重力磁团聚机生产指标对比 %磁重选设备给矿品位精矿品位尾矿品位磁选柱60.5667.4334.49重力磁团聚机60.5365.0036.74表4 磁选柱产品粒度分析结果产品粒级/mm产率/%品位/%精矿＋0.0742.4034.90－0.074＋0.0552.8052.20－0.055＋0.04521.4064.40－0.04573.4069.90合计100.0067.39尾矿＋0.0748.8014.80－0.074＋0.0554.2017.80－0.055＋0.04531.6031.60－0.04555.4045.40合计100.0037.19给矿＋0.0744.2026.60－0.074＋0.0552.4039.90－0.055＋0.04523.0056.80－0.04570.4064.10合计100.0060.27 由于表3可见，在一致的给矿品位下，磁选柱的精矿品位达到67.43%，比重力磁团聚机高2.43个百分点，同时尾矿品位比重力磁团聚机低2.25个百分点。由表4可见，磁选柱尾矿中各粒级的品位普遍低于大上升水速下重力磁团聚机尾矿中相应粒级的品位，尤其是-0.045mm粒级的品位，低 5.80个百分点。表3和表4结果说明，磁选柱不仅可以充分把精矿中的矿泥、脉石矿物和贫连生体分选开来，而且可以很好地阻止富连生体和已单体解离的细粒磁性矿物进入尾矿中，实现高品位情况下的高回收率。鉴于磁选柱优良的精选效果，目前该设备已在峨口铁矿选矿厂“321”系统中全面取代重力磁团聚机，下一步将推广到“221”系统和即将扩建的新系统。三、结语磁选柱在峨口铁矿选矿厂“321”系统中应用的成功，使峨口铁矿采用无化学污染工艺生产高品位铁精矿粉成为可能，并为简化“221”系统工艺流程，进一步提高生产能力，实现年产200万t铁精矿粉的目标奠定了良好的基础。但磁选柱还存在耗水量大、单机处理量低的缺陷，有待改进。

黄金选矿炭浆厂设备-解吸柱

2019-02-12 10:08:06

解吸柱用于炭浆法提金工艺中，将载金炭装入解吸柱，与通入的介质溶液相互作用，使金从载金炭中别离生成贵液。国产解吸柱由中国有色院规划，主要由内机、诸矿和乳机出产，现在有3种规格，其技能功能列于表1，外形尺寸别离示于图1、2表和图2。鑫海矿机出产的解吸柱技能参数见表3，表面见图3。图1 图2 图3 表1、2、3

湿法冶金（四）

2019-03-05 09:04:34

当料液中的交流离子分散到树脂表面后，还需求以下进程才干完结交流的完好进程：①膜分散即溶液中的交流离子抵达离子交流树脂和溶液构成的表面膜后，在向这层膜内进行分散；②粒子分散即交流离子抵达离子交流树脂相后，持续在离子交流树脂颗粒内部进行分散；③发作交流反响；④交流下来的离子在离子交流树脂内分散，分散到离子交流树脂颗粒表面；⑤交流下来的离子持续分散穿过颗粒表面膜。影响离子交流反响速度的要素有交流树脂的品种、交流离子、离子浓度、搅搅拌作业温度等，真实影响交流速度的是分散。（六）电渗析是一种以电．位差为推动力，使用离子交流膜的挑选透过性，从溶液中脱除或富集电解质的膜别离技能。电渗析的功用首要取决于离子交流膜，它以高分子材料为基体，接上可电离的功用基团而成。按功用基团的性质，能够把交流膜分为阳膜和阴膜两类。从膜结构上分析阳膜含有酸性功用基团，能离解出阳离子，只允许透过阳离子。阴膜含有碱性功用基团，能离解出阴离子，只允许透过阴离子。离子交流膜的挑选透过性是根据膜上固定离子的电性效果，由于它的电荷和活动离子的电荷电性相反，故能招引溶液中的异性电荷离子进人膜内，随后又透过膜转人另一侧溶液中；与此一起排挤同性电荷离子，不能进人膜内，留在溶液中。进行电渗析的设备为电渗析器，它由离子交流膜、隔板和电极组成。片状的阳膜和阴膜替换摆放，隔板放置在其间，隔板仅1-2mm厚，内有隔网起坚持膜的距离和扰动液流，这样构成一系列相间的小水室，设有进出水管。渗水器的两头设电极室，端侧有电极，阳极用石墨或涂钉的钦制造，阴极则用不锈钢制造。当含盐溶液通人渗析器的每个水室时，在直流电场的效果下，溶液中的离子作定向的搬迁。由于阳膜只允许阳离子经过而截留阴离子，反之也相同，其结果是相邻的水室，一个室变成无离子的无盐溶液，另一室则聚集了离子，到达浓缩和别离的意图。在湿法冶金中电渗析作为技能别离杂质或富集金属的单元技能得到广泛使用。（七）膜别离技能是在外加推动力下，使溶液中的溶剂或溶质挑选性地经过隔阂的别离办法。根据外加推动力和别离膜的不同，膜别离包含反浸透、超滤、微孔过滤、分散渗析和液膜别离等。反浸透、超滤和微孔过滤以不同的压力差作外加推动力，到达溶剂与溶质、巨细溶质粒子和悬浮物与溶液别离的意图。分散渗析以离子浓度差作为推动力。液膜别离则使用物质在液膜中的溶解度和浸透速度不同完成物质的别离。膜别离在湿法冶金使用中的开展趋势是：①开展新式膜材料和别离技能，以习惯湿法冶金中高温高酸碱介质的要求，进步材料的稳定性和使用寿命；②开展别离技能的归纳工艺，扩展使用规模，进步别离功率；③结合膜别离和惯例别离技能，以下降能耗、节约出资、进步经济效益；④开展新式膜别离设备。[next] 四、从溶液中提取金属把水溶液中所含的金属物料经过金属状况的转化从溶液中分出收回单元的操作进程，是湿法冶金的重要进程之一。从溶液中提取金属的办法分电解法和化学法两种。而化冶金则是兼具二者的一种特殊冶金办法。电解提取又称电解堆积，是向含金属盐的水溶液或悬浮液中经过直流电而使其间的某些金属堆积在阴极的进程。化学提取是用一种复原剂把水溶液中的金属离子复原成金属的进程。电解提取和化学提取各有其优缺陷。电解提取不需很多试剂，对环境污染小，特别适合于大规模出产，是工业上从水溶液中提取铜、镍、锌的首要办法。但该法耗费很多电能，不适用于电力缺少的区域。此外，一次性设备出资大，占地面积大，操作周期长。而化学提取规律具有不需求耗费很多的电能、设备出资少、占地面积小、操作周期短等长处；缺陷是需求耗费复原剂，发作的废液经处理才干排放。精粹冶金是使用浸取固体物猜中的金属，然后用歧化沉积从含液中提取金属的进程。化冶金只适用于提取铜、银等少量几种金属，除电解提取则详见第三节电冶金部分。现别离叙说化学提取和腈法冶金。（一）电解提取内容详见第三节电冶金部分。（二）化学提取用复原剂把水溶液中的金属离子复原为金属态分出的提取金属的办法。工业常用的复原剂有、SO2气体、亚铁离子、铁、锌、铝、铜等金属以及草酸和联胺等。 1．加压氢复原法在压煮器（高压釜）内用使水溶液中的金属水溶物复原成金属、化合物或贱价离子的化学提取办法。氢从水溶液中分出金属的反响为： [next] 当金属的电极电位大于氢的电极电位（ФMe>ФH）时，能够用氢复原分出金属，直至ФMe=ФH停止。经过上式可知，增大金属复原程度，其一是经过增大氢分压和进步溶液的pH值来下降氢电位；其二是靠添加溶液中金属离子浓度来进步金属电位。跟着复原进程的进行，溶液中的金属浓度不断下降，ФMen+/Me也不断下降，而H+浓度不断添加，Ф2H+/H2不断上升，当ФMen+/Me=Ф2H+/H2时复原反响到达平衡。当然，随之压力、温度升高对复原金属是有利的。为了处理分出金属的新相生成问题，需预先往水溶液中加人晶种。现在该办法用于别离金属和出产金属粉末与金属氧化物。 2．二氧化硫复原法以二氧化硫为复原气体将溶液中的金属离子复原成贱价离子或金属的化学提取办法。 SO2溶于水生成H2SO3 ,是杰出的复原剂。因而，二氧化硫的复原效果实质上是经过进行的。电极SO42-/SO32-的标准电极电位Ф0=+0.20V，因而，二氧化硫能将溶液中电位较正的一些金属离子复原成贱价离子或金属。二氧化硫复原法在湿法冶金中广泛用于铜、金和锌等出产中。 3．亚铁复原法以亚铁离子为复原剂将溶液中金属离子直接复原沉积出金属的化学提取办法。由于亚铁具有较正的标准电极电位，因而许多常见杂质难以分出而可得到高纯度金属粉末，且亚铁复原剂制备简单和报价便宜。 4．置换用电极电位较负的金属将金属盐水溶液或某些不溶盐悬浮液中电极电位较正的金属离子复原成金属的进程。具有电极电位较渗（的金属称为置换剂。在湿法冶金出产进程，置换既可作为溶液中金属提取的一种手法，也可作为溶液净化的办法。按金属在水溶液中标准电极电位排序，任何一种金属都可将其后边的金属置换出来。任何一种金属都能够作为置换剂。常见金属的标准电极电位列入表1中。[next]表3-1 常见金属的标准电极电位（298K，1mol/L溶液）金属电极标准电极电位Ф0/V金属电极标准电极电位Ф0/V金属电极标准电极电位Ф0/VK+/K-2.925Fe2+/Fe-0.44Sb2+/Sb0.1Ca2+/Ca-2.87Cd2+/Cd-0.402Bi3+/Bi0.2Na+/Na-2.713Co2+/Co-0.3As3+/As0.3Mg2+/Mg-2.37Ni2+/Ni-0.25Ca2+/Ca0.337Al3+/Al-1.66Sn2+/Sn-0.14Ag+/Ag0.8Mn2+/Mn-1.19Pb2+/Pb-0.126Mg2+/Mg0.854Zn2+/Zn-0.7632H+/H2±0.000Au3+/Au1.5 在挑选置换剂时，首要考虑的是电极电位的巨细，一起还有必要考虑溶液特性、金属收回的难易程度和经济要素以及是否污染溶液对提取金属发作影响等。常用的置换剂有铁、锌、铅、镍、钻等，其形状有板、粒和粉，粉状的表面积大，效果最好。置换广泛用于浸出液提取金属，并用于溶液净化。 5．联胺复原法联胺即用N2H4·H2O与适量合作将水溶液中的金属盐复原成金属粉末的化学提取办法。又称肼或复原法，是制取金属粉末的重要办法之一。联胺是一种无色油状液体，但有毒和有气味，具有很强的复原效果。联胺将金属离子复原成金属，无论是不溶性盐（AgCl）或可溶性盐（AgNO3），都是先与效果转变成金属配离子，然后将金属配离子复原成金属，如：[next] AgCl＋2NH3·H2O====Ag（NH3）2·Cl＋2H2O 4Ag（NH3）2Cl＋N2H4＋4H2O====4Ag＋N2＋4NH4Cl＋4NH3·H2O 该法出产的银粉粒度细、纯度高，是制造银触头的抱负材料。 6．歧化沉积法操控必定条件使溶液或溶盐中具有多种价态的金属离子，发作本身的氧化复原生成高价态的离子和金属的化学办法。一些具有多种价态的金属如铜、镓、铟、铝、钛、锆、铪、铌和钽等，都可用歧化沉积法提纯，其特点是金属有必要具有多价态的特性。如铟的歧化沉积提纯，是先用氯化氢使铟生成InCl： 2In（I）＋2HCl（g）→2InCl（s）＋H2（g）制得的InCI（s）在水中发作歧化反响得到高纯海绵铟。 3InC1（s）→InCl3（t）+2In（海绵）（三）腈法冶金（nitrile metallurgy) 是用腈的水溶液提取金属的一种湿法冶金办法。又叫甲基腈，是出产腈的一种副产品。对Cu+和Ag+有很强的合作力。此法是由澳大利亚人帕克（A.J.Parker）在20世纪70年代提出的。在的存在情况下常温反响： Cu0＋Cu2＋====2Cu+ 向右进行平衡常数K=10-6，但当有时，以上反响的K=108-1022，并随浓度的添加，K值持续增大，阐明Cu0简单氧化成Cu+而进人溶液。这是帕克提出该法的根据。该法首要用于从含铜的固体物料（粗铜粉、置换铜、废杂铜屑以及氧化铜离析产品），氧化铜矿和硫化铜中提取铜。应该说，该法仍是一种很有出路的办法，由于该法出资少，总处理费用低，产品质量高。但现在还处在实验阶段，真实用于工业出产，还需做很多的作业。

FCSMC浮选柱提铁降硅新技术

2019-01-29 10:09:51

提铁降硅是我国选矿行业的一项重要研究内容。国外已经广泛利用浮选柱提纯铁精矿，而我国依然是浮选机占主导地位，在铁精矿浮选柱反浮选方面的研究尚处于起步阶段。鞍多集团弓长岭选矿厂作为国内首家应用阳离子反浮选法分选磁铁矿的大型选厂，经过两年多的运行实践，阳离子反浮选泡沫粘，浮选过程不畅，已成为制约生产指标和经济效益的难题，为获得高品质铁精矿，提高企业经济效益和选矿技术水平，鞍钢集团弓长岭矿业公司选择浮选柱作为磁铁精矿高效精选设备，在反浮选工业试验中获得铁精矿品位高于69%，SiO2含量低于4.5%的先进指标。一、浮选柱结构及工作原理 FCSMC浮选柱主要由柱浮选、旋流分选、管流矿化构成，其分选原理如图1所示。整个设备为柱体，柱浮选位于柱体上部，它采用逆流碰撞矿化的浮选原理，在低紊流静态化分选环境中实现对微细物料的分选，在整个柱分选方法中起到粗选与精选作用；旋流分选与柱浮选呈上、下结构连接，构成柱分选的主体。旋流分选包括按密度的重力分离以及在旋流力场背景下的旋流浮选。旋流浮选不仅提供了一种高效矿化反应模式，而且使得浮选粒度下限大大降低，浮选速度大大提高。旋流分选以其强回收能力在柱分选过程中起到扫选柱浮选中矿的作用。管流矿化利用射流原理，通过引入气体及粉碎成泡，在管流中形成循环中矿的气固液三相体系并实现了高度紊流矿化。管流矿化沿切向与旋流分选相连，形成中矿的循环分选。图1 FCSMC浮选柱分选原理二、矿石性质工业试验矿样来自弓长岭选矿厂一选车间细筛筛下磁铁矿，TFe品位63.63%，SiO2含量10.51%，TFe3O4含量在90%以上。随着粒度变细，铁含量增加，－0.030mm粒级铁品位达到66.54%。矿样单体解离度为92.7%，＋0.074mm粒级的单体解离度也达到了87.9%，矿样解离效果比较理想。试验从细度和单体解离度方面都能代表正常的生产样。矿样粒度与单体解离度测定结果见表1和表2。表1 矿样粒度测定结果粒度/mm产率/%品位/%分布率/%＋0.07411.2451.409.070.045～0.07415.5661.7415.070.030～0.04517.4964.4917.70－0.03055.7166.5458.16合计100.0063.73100.00 表2 矿样单体解离度测定结果样品品位/%单体/%连生体/%＞3/4＞1/2＞1/4＜1/4原矿63.7392.72.51.91.41.5＋0.074mm粒级样51.4087.94.33.82.61.4 三、工艺流程（一）浮选机选矿工艺流程弓长岭矿区磁铁矿石属鞍山式沉积变质铁矿床，有用矿物主要是磁铁矿、假象赤铁矿；脉石矿物主要是石英，其次是阳起石、角闪石、绿泥石等。选矿厂磁铁矿浮选机浮选车间分选系统为五段粗选四段精选共九段反浮选、粗选中矿泡沫再选工艺流程，反浮选药剂为十二胺，实行分段多点加药。现场浮选机选别流程如图2所示。磁选车间的筛下精矿经过浓缩后，经泵送至浮选给矿箱，加入捕收剂后给入搅拌桶，充分搅拌后给入3个系列27台BF-20粗选浮选机，经刮板刮出泡沫中矿后，含铁68%以上的精矿产品自流至精矿泵箱，泵送至过滤车间脱水。粗选刮出的泡沫中矿经泵送至一段精选磁选机，经一精一扫抛尾浓缩后，精矿自流给入球磨机进一步磨矿，磨矿产品经泵送至脱水槽，抛尾后精矿给入二段磁选机进一步抛尾，进一步抛尾后二段磁选机精矿经中矿泵返回浮选机给矿箱杂再选。精选刮出的中矿泡沫直接经精尾中矿泵返回浮选给矿箱进行再选。一段扫选磁选机、脱水槽、二段磁选机产生的尾矿自流给入盘式磁选机做进一步尾矿回收，精矿一部分经泵送至一段磁选机进一步磨矿，一部分自流给入球磨机再磨再选，尾矿自流给入浓缩机浓缩后废弃。图2 浮选机工艺流程该选别系统存在的主要问题为：①选别段数多，设备占地面积大，磁选、磨矿、脱水槽等多段辅助作业，使得浮选工艺流程复杂，运行成本高；②由于采用阳离子十二胺作为反浮选捕收剂，泡沫粘、浮选过程不畅，影响流程顺行和分选效果。（二）浮选柱工业试验流程选择浮选柱工业试验流程的选择主要以半工业分流试验为依据。主体分选系统采用浮选柱一次粗选，两段扫选流程；扫选中矿经浓缩磁选后返回粗选前矿浆搅拌桶，构成分选中矿的内部循环，粗选精矿作为最终浮选精矿，二段扫选尾矿和磁选机尾矿合并作为最终尾矿，如图3所示。图3 浮选柱工艺流程作为唯一的动力来源，每个浮选柱配套一台渣浆泵。泡沫转载与输运不再落地用泵池转载，采用泡沫吸浆输送模式，即在浮选过程中利用安装在后续浮选柱内部的泡沫吸浆输送装置将前段浮选柱的浮选泡沫自吸进后段浮选柱，并对后续浮选柱实行给料，不影响设备内部的矿浆流态，同时改善浮选作业环境，优化分选指标。该柱分选系统具有几方面优势：①配置系统流程简化，配置简单，自带泡沫槽，采用底部承重支撑，安装方便。②处理能力大，电耗低。③分选选择性好，效率高。④设备操作简单运行稳定可靠，指标波动小。除泵事故外，设备维护工作量低。⑤浮选泡沫吸浆输送，流程顺行，布置简洁，解决了阳离子泡沫粘，中矿顺行和富集十分困难的难题。⑥底流排矿自动控制。采用压力传感器→数显仪→电控阀门闭路控制，可实现液面的稳定调控，同时留有远程控制接口，可实现集中控制。（三）工业试验方法工业试验在鞍钢集团弓长岭矿业公司选矿厂浮选车间进行，入料为一选车间的细筛筛下产品，该产品经浓缩机浓缩后由泵输送至1、3系列的分矿箱。工业试验浮选给料同现场浮选机一样，从分矿箱底部焊接管道经阀门控制后直接给入到浮选柱前的矿浆搅拌桶。因此，试验的入料性质变化与实际生产一致，铁品位一般在63%～65%之间变化，SiO2含量在10%～12%之间变化，个别最高铁品位为67%，最低61%；给矿细度－0.074mm含量一般为88%～90%。为了避免来料波动对浮选柱分选系统产生影响，浮选柱给料浓度、给矿量及加药方式均实行自动控制。选矿厂负责试验样品采集和化验工作，试样主要分析铁的品位。四、工业试验结果及评述（一）十二胺用量对浮选柱选别效果的影响十二胺用量对浮选柱选别效果的影响见图4。由图4可见，随着十二胺用量的增加，回收率呈下降趋势，TFe品位开始上升幅度较大，当药剂用量达到180g/t后，精矿品位上升趋势渐缓。当用药量在160～180g/t之间变化时，分选优势较为明显，精矿品位和回收率均处于较高的水平。图4 十二胺用量对分选指标的影响（二）循环矿浆压力对浮选柱选别效果的影响循环矿浆压力是浮选柱提高分选效率，强化分选回收的重要工作参数，它间接反应了浮选柱底部旋流力场的强度和循环矿浆量的大小，同时也是浮选柱对矿物实现分选的唯一能量来源，其压力的大小直接关系到整个设备的运行状态和分选效果。由于粗选浮选柱的运行状态直接关系到铁精矿质量，为此，试验中具体考察了粗选循环矿浆压力对分选指标的影响，结果见图5。从图5可以明显看出，随着压力的增加，TFe品位呈上升趋势，当压力超过0.30MPa时，精品位变化幅度不大。因此在操作过程中循环矿浆压力的大小应适可而止，以满足分选的旋流强度及适当的吸气量为原则。图5 循环矿浆压力对分选指标的影响（三）矿浆浓度对浮选柱选别效果的影响矿浆浓度对浮选柱分选效果的影响见图6。由图6可知，过低的矿浆浓度不利于铁的回收，但给矿浓度过高时，气泡通过回收区的阻力也相应增大，气泡上升困难，导致TFe品位下降。当浓度达到适宜程度时，再增加给矿浓度，回收率呈下降趋势。给矿浓度在40%～45%时，技术指标较好。图6 矿浆浓度对分选指标的影响（四）给矿量对浮选柱选别效果的影响给矿量对浮选柱分选效果的影响见图7。由图7可知，随着处理能力的增加，精矿品位逐渐降低，回收率呈递增趋势。当系统处理能力在70t/h左右时，综合分选指标相对较好。该指标完全达到了系统设计预期的65t/h的处理能力。图7 给矿处理量对分选指标的影响五、浮选柱与浮选机分选指标对比此次浮选柱工业试验系统采用Φ3.6m、Φ3.0m和Φ2.6m3台FCSMC浮选柱，构成一粗二扫中矿磁选浓缩的阳离子全流程反浮选工艺。与浮选机生产系统的一粗一精以及中矿再磨磁选、尾矿回收工艺相比，大大简化了流程。通过工业试验，在给矿处理量为70.61t/h、磨矿粒度为－0.074mm粒级占89.30%、铁品位63.59%情况下，获得了精矿铁品位69.15%，SiO2含量4.40%，尾矿铁品位22.37%，铁回收率95.81%的较好指标。与浮选柱生产指标相比，在精矿品位基本相同时，精矿产率提高1.27个百分点，回收率提高1.27个百分点，一级品位提高2.13个百分点，合格率提高2.28个百分点；尾矿比回收机给矿（浮选机尾矿）品位低11.78个百分点，比回收机最终尾矿低4个百分点。分选结果对比见表3。表3 浮选柱与浮选机工业系统分选指标对比选矿系统浮选铁精矿指标/%尾矿品位/%生产班次品位一级品率合格品率产率回收率回收机给矿回收机尾矿浮选机69.2380.7588.2686.8494.5434.1526.3739浮选柱69.1582.8890.5488.1195.8122.3740 六、结语（一）利用浮选柱分选弓长岭磁铁矿，可以获得铁品位69.15%，SiO2含量4.40%，铁回收率95.81%的优质铁精矿，较理想的工业试验操作参数为：十二胺药剂用量160～180g/t，粗选循环矿浆压力为0.30MPa，矿浆浓度40%～45%，处理能力70t/h左右。（二）采用浮选柱一粗二扫工艺流程，可以实现阳离子捕收剂对磁铁精矿提纯、中矿扫选，与现有浮选机五段粗选四段精选、粗选中矿泡沫再磨再选工艺流程相同时，浮选柱精矿产率提高1.27个百分点，铁金属回收率提高1.27个百分点，一级品率提高2.13个百分点，合格率提高2.28个百分点；尾矿品位比浮选机尾矿品位低11.78个百分点，比回收机尾矿品位低4个百分点。

离子交换设备－希金斯（Higgins）离子交换柱

2019-01-24 11:10:32

第一套希金斯离子交换柱是由希金斯在美国橡树岭国立实验室发明的，如图1所示。图1 希金斯移动床离子变换柱整个设备组成一个闭合回路。在吸附段，树脂向上移动，而浸出液与树脂呈逆流接触向下流动。同时淋洗液以逆流方向通过淋洗段。操作时，浸出液与淋浸液间断进入塔内。每隔几分钟切换一次，此时淋洗后的树脂由脉冲进入吸附段下部。一个吸附周期约5～20min，这取决于吸附流速和浸出液铀浓度。吸附时，阀门A，B，C，D均关闭，可同时进行淋洗。吸附循环结束时，阀门A，B，C，D都打开，水在压力作用下通过阀门7进入脉冲段迫使树脂沿着回路向前移动，然后几个阀门又关闭，浸出液和淋洗液又可进液，吸附、淋洗循环又重新开始。树脂每次移动时间不到1min，因此，吸附淋洗时间比树脂移动时间大得多。美国怀俄明矿物公司于1977年建造了两套直径为2.44m的这样的装置用于从铜矿浸出液中回收铀。两套装置处理能力为1727m3／h，浸出液铀浓度为6～7mg／L，流速可达到163m／h。由于流速很高，导致床层压力降很大，使凝胶型树脂破裂。为了克服这一缺点，将吸附段的长度从原来的2.44m减少为1.525m，吸附流速也从原来的163m／h减少到110m／h。同时将凝胶型树脂换成轫性更好的大孔树脂。饱和树脂用1.5mol／L硫酸淋洗，淋洗富液铀浓度为0.5～1.0gU3O8／L，进去萃取将铀富集到35gU3O8／L。由于树脂磨损严重和动力学减慢，据称每年更换的树脂为投入量的70%。尽管如此，希金斯移动床技术仍是离子交换技术的一个重大突破。

火法炼铜（四）

2019-03-05 09:04:34

铜锍中的杂质Pb和Zn在吹炼中简直悉数进入烟尘，As和Sb大部分以氧化物形状或蒸发除去或进入炉渣，少数残留于粗铜中，贵金属Au和Ag则悉数转入粗铜。 2．转炉结构现代锍吹炼转炉均为水平卧式转炉，又称PS型转炉（见图7）。炉壳用锅炉钢板制成圆筒状，内衬优质耐火砖，炉壳外固定有两圈钢环，借此钢圈将转炉体支撑在4对滚轮上。炉体一端有齿轮圈，电动机和减速器组成的驱动组织经过小齿轮操控滚动的作业方位。在转炉作业方位后侧沿炉子轴线方向设有等距离的一系列风口，风口上装有可用于整理风口结渣的风盒，压缩空气经由风口进入炉内。转炉上部中心开有炉口，这是进料、出料、烟气出炉的必经之路。炉口上有水冷或汽化冷却烟罩。转炉首要尺度规格见表3。表3 主转炉规格目标规格粗铜容量/t155080100直径×炉长/mФ（2.2×4.3）Ф（3.6×7.7）Ф（4×9）Ф（4×10.7）风口直径×个数/mmФ（50×13）Ф（48×34）Ф（49×48）Ф（49×48）送风量/（m3/min）140340500540处理铳量/（t/炉）20100160204[next] 3．工艺操作铜锍转炉吹炼成粗铜的进程分为两个周期。榜首周期是从参加榜首包铜锍开端，经过分批参加铜锍和熔剂吹炼，直到所加铜锍到达额外容量，并悉数吹炼成由Cu2S组成的白冰铜倒出最终一批炉渣止。这一周期的效果是将铜锍中的FeS组分别离以2FeO·SiS2炉渣和SO2方式除去，一同除去部分杂质元素。第二周期炉内不加任何物料，只经过风口鼓风使部分Cu2S氧化成Cu2O和SO2，再靠Cu2O与Cu2S反响取得粗铜。第二周期有必要严厉把握吹炼结尾，当炉内粗铜档次到达98.5%-99%时，即可滚动转炉风口显露液面、停风，将粗铜倒入铜水包中，或送精粹炉精粹，或送浇铸机铸锭。为进步生产率和烟气SO2浓度，现遍及选用转炉富氧鼓风吹炼。首要技能经济目标：送风时率80％-90%；粗铜档次98.5％-99.1％；送风压力60-120kPa；粗铜工艺能耗0.87-0.91标煤/t；氧气浓度23%-28%（造渣期）；炉渣含铜4％-4.5％。（三）铜的精粹这是除去粗铜中的杂质产出精铜的炼铜进程。粗铜精粹分为火法精粹和电解精粹。 1．铜火法精粹矿产粗铜或紫杂铜在精粹炉中氧化除杂和复原熔炼产出精粹铜，铸成阳极板供电解精粹用。有些含杂质低、不含贵金属的紫杂铜，经过火法精粹后，即可直接直销商场。矿产粗铜常含有S、Fe、Pb、Zn、Ni、As、Sb、Sn、Bi等杂质，其总量约占粗铜总量的1%-2%。这些杂质均具有易氧化、氧化物比Cu20安稳和在铜液中溶解度低的特性。使用杂质元素的这些性质，先向熔铜中鼓入空气，将杂质氧化成氧化物，或成气体蒸发或和参加的熔剂造渣除去。因为少数杂质散布于主体铜水中，所以鼓入空气中的氧首要氧化的是铜，所生成的Cu2O作为一种氧化剂再将杂质氧化，氧化除去杂质后，再通以碳氢质复原剂除去铜水中的氧，产出契合电解要求的精粹铜。火法精粹包含氧化和复原两个进程。 (1)氧化进程空气吹炼时，铜首要被氧化： 4Cu＋O2====2Cu2O 生成的Cu2O可溶于铜水中，经再与熔铜中杂质元素效果，将它们氧化，自身被复原成金属： Cu2O＋Me====MeO＋2Cu[next] 杂质中的Zn和As、Sb的贱价氧化物均可在高温条件下变成气体蒸发除去，而Fe、Pb、Co、Sn以及As、Sb高价氧化物则与参加的石英、石灰、碳酸钠等熔剂生成各种盐类进入炉渣。当金属杂质氧化完毕时，Cu2S开端剧烈氧化，放出SO2气体： Cu2S＋O2====2Cu＋SO2 经核算，当氧化精粹后期铜液中含氧0.6%、系统温度1373 K时，铜液中S含量可降到0.001％。以Cu2O形状存在的氧鄙人一步复原进程除去。 (2)复原进程通常以重油和作复原剂，这些有机物受热分化发作H2、CO和C等强复原剂，它们再和Cu2O效果发作以下复原反响： Cu2O＋H2====2Cu＋H2O Cu2O＋CO====2Cu＋CO2 Cu2O＋C====2Cu＋CO 复原期结尾判别十分重要，复原缺乏或过复原，都会下降用火法精粹铜铸成的阳极板的成分和物理性质。别的要求铜中氧量降到0.05%-0.1%的水平。 (3)精粹炉结构我国现有两种精粹炉炉型：反射炉和回转式炉。前者使用遍及，后者使用时刻较晚，至1999年全国只要2家冶炼厂选用。精粹炉首要技能特色见表4。表4 我国要为法精粹炉首要参数目标参数炉子容量/t2680120150240100炉型反射炉反射炉反射炉反射炉回转炉回转炉炉床面积/m210152123Ф3.9m×9.2mФ3.4m×7.5m复原剂品种柴油重油重油木炭粉重油复原剂用量/（kg/t）1198137　阳极板重/（kg/块）125150220210370　[next] ①反射炉精粹精粹炉外形与铜熔炼反射炉类似，但尺度相对较小，炉顶密闭无加料口，炉料是从炉墙上的加料口参加。炉子巨细由生产能力而定，每炉产铜可在20-150t规模，大型炉的长一般有15m，宽5m，炉体用耐火砖砌筑在钢筋混凝土支撑的钢板上，四周用钢板拉杆固定，炉头设置供热燃烧器，炉尾开设竖直烟道，烟道下有放渣口，侧墙有放铜口，炉子中部侧墙上开有尺度较大的加料口和操作门，并设可升降的门盖。精粹作业包含质料预备、加料、熔化、氧化、复原、阳极浇铸等。炉料中一般加粗铜量占80%，回来残阳极占20％，收回的废紫杂铜少数。热粗铜用溜槽参加，冷料用加料机参加。加料后行将炉温进步到1623℃，熔化炉料，然后扒出炉渣。氧化是火法精粹进程中的一项关键步骤，压缩空气是经过外面涂有耐火泥的刺进铜水中的长铁管鼓入铜水，在吹炼的一同还要参加石英等造渣熔剂，为了有用除去Zn等蒸发元素，熔池面还需盖上一层木炭粉或焦炭末。氧化完毕扒净炉渣即进入复原操作。复原剂重油用空气或蒸汽雾化喷入铜水除去Cu2O中的氧，复原终了时铜水含氧0.05%-0.1%。复原完毕时炉内坚持1390-1423K、零负压即可浇铸。 ②回转式精粹炉我国贵溪冶炼厂和大冶冶炼厂备有1台回转式精粹炉。前者为引入的芬兰技能和设备。后者为自行设计制造的设备。回转炉呈圆筒形，外面为钢板制成，内衬耐火砖。炉子中上部设置炉口，用于加料和倒渣，其上有盖，平常盖上。炉子一端有燃烧器，相对一端有排烟口。炉口下方有2个Ф50mm的圆孔风嘴，用于插管通气氧化或通复原剂复原，风嘴对侧有放铜口，转炉炉子将铜口转到液面以下即可放铜。整个炉体支在滚轮上。回转炉是一种新式铜精粹设备，它的密封性好，无烟气走漏，环境清洁，能耗低，机械化程度高，但比反射炉一次出资大。 2.铜的电解精粹在电解槽中将火法精粹铜提炼成电解精铜的进程。火法精粹所得的铜一般仍含有0.5%左右的杂质成分，选用电解精粹可将火法精铜中的杂质进一步下降到契合产品质量标准的要求。 (1)铜电解的根本进程铜电解精粹是以硫酸性硫酸铜溶液为电解质，以火法精铜为阳极，纯铜片或不锈钢板作阴极，在电解槽中进行电解。电解时在直流电压效果下，阳极铜发作电化学溶解溶入电解液，电解液中铜离子Cu2+趋向阴极，并在阴极上沉积为金属铜。电极反响是：阳极 Cu-2e====Cu2+ 阴极 Cu2++2e====Cu[next] 电解进程中，电位比铜正的金、银不被溶解而沉落于阳极泥。与铜电位挨近的As、Sb可与铜一同溶入电解液，当堆集到必定程度时就会在阴极上分出，下降电解铜的质量。因而有必要对电解废液进行净化处理，除去对电解铜质量有害的杂质。 (2)电解设备首要设备有电解槽、阴极片、阳极板、整流电源、阳极作业线、阴极作业线以及核算机操控系统等。电解槽为一长方形槽体，多用混凝土制造，内衬耐酸防腐的铅板、PVC或玻璃钢等材料。槽子一端上边有进液口，另一端稍低处有排液口，槽底歪斜最低处有排泥斗。阳极机械化作业线已彻底替代以往靠手艺完结的一切作业，如压平、矫耳、铣耳、摆放极板等。阴极作业线有始极片整形、穿孔、吊耳、穿导电棒等。阴极洗刷、打捆也由机械完结。大型电解槽的尺度为：长5-5.5m，宽11-1.3m，深1.2-1.4m;阳极板重370kg，尺度0.98m×0.96m；阴极（始极）片6-7kg，尺度1m×lm。

氧化钼矿的浮选柱分选工艺技术

2019-01-24 09:35:03

河南某矿钼矿石为强矽卡岩化的蛇纹石化辉钼矿矿石、绿泥石化辉钼矿矿石、强褐铁矿化氧化贫矿石。有用成分主要是氧化程度较高的辉钼矿，矿物嵌布以微细粒嵌布为主；脉石矿物中绿泥石、蛇纹石、滑石等易泥化的矿物较多。大量原生及次生矿泥影响了钼的回收率，因此该钼矿为国内外极难选钼矿。该矿现有1100t/d处理量的选矿厂，分为2个系列。一系列为500t/d的处理量，采用1次粗选、3次扫选、10次精选的流程；二系列规模为600t/d，采用1次粗选、4次扫选、10次精选的流程。上述流程存在的主要问题是：①钼金属回收率低，仅有40.00%～50.00%；②钼精矿品位低，钼精矿品位仅为15.00%～20.00%，达不到钼精矿最低国家质量标准。 2006年3月该矿与中国矿业大学合作，采用柱式分选工艺分别进行了-20μm粒级细泥浮选柱半工业分流试验，随后进行了粒级半工业分流试验和精选分流试验，取得了满意的试验效果；2007年8月该厂安装了3台工业浮选柱，经过调试试验，系统稳定运行。细泥部分是入浮原矿分流了一部分进行水力旋流器分级，-20μm粒级部分进入柱分选系统，经1次粗选、2次精选获得精矿产品和尾矿；全粒级分选是直接从入浮原矿分流进入柱分选系统进行分选；精选部分是直接引入浮选机粗选精矿经3次精选获得最终钼精矿产品。细泥和全粒级分选流程见图1，精选流程见图2。图1 细泥/全粒级分流试验流程图2 浮选柱精选分流试验流程细泥部分半工业分流试验结果见表1，全粒级半工业分流试验结果见表2，精选分流试验结果见表3。表1 细粒级矿石半工业分流试验结果 %班次浮选柱浮选机原矿精矿尾矿回收率原矿精矿尾矿回收率1 2 3 4 平均0.169 0.198 0.180 0.210 0.18927.40 29.60 27.45 28.38 29.210.070 0.082 0.078 0.083 0.07858.73 58.75 56.83 60.65 58.740.186 0.195 0.217 0.204 0.20122.17 18.58 18.83 17.96 19.390.09 0.121 0.117 0.102 0.10851.82 37.95 46.37 50.29 46.61 从表1看出，对于细粒级钼矿的分选，柱式分选比浮选机流程有明显的优势，精矿品位提高了8.82个百分点，回收率提高了12.13个百分点。由于该矿石的高氧化部分大部分赋存于细粒级中，所以将细粒级分级出来采用柱式分选是有良好效果的。表2 全粒级矿石稳定性试验结果 %班次浮选柱浮选机原矿精矿尾矿回收率原矿精矿尾矿回收率1 2 3 4 5 平均0.195 0.184 0.197 0.195 0.191 0.19229.49 26.47 31.89 30.71 30.54 29.820.102 0.063 0.093 0.097 0.100 0.09147.86 65.92 52.95 50.41 47.80 52.770.186 0.212 0.194 0.190 0.188 0.19419.67 17.85 18.11 16.38 18.20 18.040.108 0.111 0.0984 0.108 0.104 0.10642.17 47.94 49.55 43.16 44.94 45.63 从表2看出，全粒级钼矿分选，与细闰级比较，柱式分选精矿变化不大，但是尾矿稍微偏高。主要原因是矿石粒度变粗，未完全解离的部分增加；但是比同条件下浮选机流程的分选结果要好，在入料性相当的情况下，柱式分选的精矿品位提高了11.78个百分点，回收率提高7.14个百分点。表3 浮选柱精选分流试验结果班次粗精浮选柱浮选机精矿精尾回收率精矿精尾回收率1 2 3 平均1.73 2.03 1.86 1.8738.74 37.52 39.29 38.520.235 0.284 0.319 0.27986.94 86.67 83.53 85.7019.89 17.35 19.26 18.500.798 0.672 0.653 0.70856.25 69.59 67.17 64.61 从表3看出，与浮选机10次精选结果相比，同等入料条件下，柱式分选两段精选的效果更好。精矿品位可以提高到38.52%，比浮选机提高了20.02个百分点，精选回收率提高 21.09个百分点。氧化矿钼矿的半工业分流试验结果表明，柱式分选对于高氧化率钼矿石有着比普通浮选机流程更为高效的分选效率。由于矿石氧化程度较高，在现有药剂制度条件下，精矿品位很难提高到40.00%以上，回收率也很难提高到65.00%以上。

氧化铝生产（四）

2019-01-25 13:38:01

续上表9长石Na2O·Al2O3·6SiO2524.619.44　68.711.8　　2.616~6.5　　K2O·Al2O3·6SiO2556.818.3　64.8　16.9　　　10白云石K2O·3Al2O3·6SiO2·2H2O796.838.44.545.3　11.8　　211石榴石K2O·3Al2O3·6SiO2·2H2O436.623.4　55　21.6　2.55~12方沸石Na2O·Al2O3·6SiO2·2H2O560.618.26.464.311　　2.3513绢云母K2O3·Al2O3·6SiO2·2H2O796.838.44.545.3　11.8　　　14高岭石Al2O3·2SiO2·2H2O258.239.513.946.6　　　2.61

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