细粒煤浮选动力学特性研究

研究了不同密度级细粒煤泥浮选动力学特性和变化规律，讨论了浮选药剂添加量对浮选速度的影响关系，建立了煤泥浮选速率常数κ与煤泥的密度、捕收剂添加量及起泡剂添加量之间的数学模型，并利用不同密度级的浮选速率常数和修正的连续浮选动力学模型对实际浮选生产结果进行了预测，结果表明：修正的连续浮选动力学模型可靠、预测精度高。     

各品级煤泥浮选规律的研究

引入了浮选入料粒度分布函数、各料度下的密度条件分布函数及各粒度密度下的浮选速率常数分布函数,对浮选入料的不均匀进行了较全面的描述和刻划,以分批浮选数学模型为基础,导出了煤泥浮选的粒群总体平衡模型。进行了大量的分批浮选实验,详细考察了各品级煤在不同的操作变量条件下的浮选规律。     

低阶煤浮选动力学过程研究

针对可浮性差的低阶煤,设计了新型复配药剂FO3与柴油在浮选机转速为1 500,1 800,2 100,2 400和2 700r/min时的浮选速率试验,并依据经典一级动力学模型,计算出了各个浮选时间段的浮选速率常数.利用MATLAB软件得出了4种传统动力学模型对试验数据的拟合参数,并提出了适用于低阶煤浮选的新动力学模型.结果表明:在相同药剂量下,FO3能获得高于柴油20%左右的可燃体回收率;FO3作用的浮选过程浮选速率常数大,反应速率快;经典一级动力学模型和一级矩阵分布模型对FO3作用的浮选过程拟合较好,柴油作用的浮选过程更接近一级矩阵分布模型和二级动力学模型;新模型对低阶煤浮选过程有很好的适用性,和方差SSE均接近于0,R~2均趋近于1.     

射流-搅拌耦合式浮选装置强化煤泥调浆浮选

为研究射流-搅拌耦合式浮选装置内药剂在煤泥颗粒表面的吸附，强化煤粒改性效果，利用Fluent软件模拟耦合式浮选装置流场，分析流体应变速率、最小涡尺度及湍流动能等流体动力学参数，试验研究不同入料压力调浆后煤粒表面捕收剂吸附密度、表面疏水性及浮选动力学特征.结果表明：随入料压力增加，流体应变速率逐渐增加，最小涡尺度逐渐减小，驱动叶轮处流体应变速率显著高于其他位置，且此处最小涡尺度最小；搅拌叶轮和驱动叶轮处湍流动能较高，最小涡尺度较小，应变速率较高；煤泥颗粒表面捕收剂吸附密度、接触角、浮选动力学常数和最大可燃体回收率均随入料压力的增加而增加，入料压力为0.24 MPa时，试验值最大，捕收剂吸附密度、煤样接触角、浮选速率常数和可燃体回收率分别为0.93 mg/g, 95.91°,0.045 8 s^-1和89.27%,之后下降，射流-搅拌耦合式浮选装置最佳煤泥浮选入料压力为0.24 MPa.     

细粒煤浮选数学模型的研究

通过大量试验,研究了浮选泡沫产品中细粒煤含量与水量关系,探讨了浮选过程中水流的机械夹带对细粒煤浮选的影响,考察了水浮选速率常数Ｋｗ 与操作变量之间的关系,得出了水浮选速率常数与操作变量之间的经验公式,确定了水量回收模型,从而最终建立了细粒煤产率与回收水量之间关系的动力学模型．通过引入降灰系数,导出了任一浮选时刻对应的细粒浮选精煤灰分的计算公式．     

辣椒籽中甲醇提取物的抗氧化动力学研究

通过测定过氧化值随时间的变化,分别求出猪油空白和添加了辣椒籽甲醇提取物的猪油自动氧化反应的速率常数和反应级数.结果显示,猪油空白氧化符合一级反应动力学规律,速率常数为0.011 3 h-1;而添加辣椒籽中甲醇提取物后,猪油氧化反应转变为零级反应,速率常数为0.002 1(POV)-1.h-1,二者速率常数相差约5倍,添加物存在降低了反应速率,起到了抗氧化效果.     

再生水紫外线消毒技术动力学研究

对再生水紫外线消毒进行动力学研究,确定了其动力学参数.研究结果表明,当浊度<15 NUT,进水菌体浓度小于1.0×106 CFU/mL时,紫外线消毒细菌的反应级数为1.02～1.05,总大肠菌群的反应级数为0.99～1.00,可以近似地将其看作一级光化学反应.细菌的一级杀菌速率常数为0.220～0.309cm2/(mW.s),总大肠菌群的一级杀菌速率常数为0.327～0.340cm2/(mW.s),该结果可以作为再生水紫外线消毒反应器设计和运行管理的参考依据.     

基于能量适配的分级浮选试验研究

为了提高煤泥全粒级浮选回收率,提出了基于能量适配的分级浮选工艺,比较了均一能量输入模式混合浮选和能量适配的分级浮选的回收效果及能量消耗指数,并从浮选动力学角度对其强化回收机理进行了分析.结果表明:浮选+0.125mm粗粒级的能量适当转移至-0.125mm细粒级浮选可有效提高全粒级回收率,与混合浮选相比,分级浮选回收率最高增加9.43%;在浮选中间阶段(20~100s),分级浮选能量利用率明显高于混合浮选,其对浮选回收率的改善主要归功于促进中等可浮性物料的上浮;粗粒级低能量浮选可增加黏附概率并减少颗粒脱附,高能量输入浮选细颗粒时,高的叶轮搅拌速度产生强的剪切速率,浮选回收率增加.     

Research on Mathematical Model of Fine Coal Flotation

通过大量试验,研究了浮选泡沫产品中细粒煤含量与水量关系,探讨了浮选过程中水流的机械夹带对细粒煤浮选的影响,考察了水浮选速率常数K     

超声波处理对煤泥特性的影响研究

为了提高煤泥浮选的效率和选择性，提出了在浮选前对煤泥进行超声波预处理的方法．利用扫描电镜、激光粒度仪和图像识别软件等研究了超声处理对煤泥特性的影响．比较了超声波处理前后相同粒级煤泥的产率、硫分、灰分和圆形系数，分析了超声波处理前后煤泥颗粒的表面状态，并用真空浮选试验进行了验证．浮选速度试验结果表明，超声处理后精煤的硫分、灰分较超声波处理前分别降低了33．84％和32．09％，前2min的精煤产率平均提高了约10％．试验证明超声处理改变了煤泥颗粒的大小、形状以及煤粒表面的状态，促使煤粒与黄铁矿、矸石解离，因此超声波预处理是煤泥浮选脱硫降灰的一种有效方法．     

工艺条件与浮选速度关系的探讨

通过天然矿石的试验研究,证实浮选工艺条件对浮选速度产生影响。理论分析表明,工艺条件改变之后,直接影响可浮性系数k和可浮性指数(-α)。由于它们与浮选速度系数K值之间存在着K=kt~(-α)的函数关系,从而改变了浮选速度系数K。K值的变化,说明矿浆中可浮矿物不同K值“矿种”组成的变化。这就是由于工艺条件导致浮选速度变化的原因。     

A comparison of anionic and cationic flotation of a siliceous phosphate rock in a column flotation cell

Flotation performance of a de-slimed (-150 + 53 μm)Jordanian siliceous phosphate was evaluated in a batch laboratory flotation column 100 cm high and 5 cm inside diameter. The collector used during anionic flotation was sodium oleate while an amine acetate (AEROMINE 3100C) was used for cationic flotation. Flotation comparison at different collector dosage, superficial gas velocity, and frother concentration showed that the maximum difference in performance between cationic and anionic flotation was obtained with these flotation parameters: 30 × 10 6 (mg/L) frother concentration, 250 g/tcollector concentration, and 3.4 cm/s superficial gas velocity. At these operating conditions amine (cationic) flotation gave 7% higher flotation recovery, a 6% cleaner concentrate grade, and was 6% more efficient at removing silica.     

Flotation of copper oxide minerals: A review

Copper oxide minerals are important copper resources, which include malachite, azurite, chrysocolla, cuprite, etc. Flotation is the most widely used method for the enrichment of copper oxide minerals in the mineral processing industry. In this paper, the surface properties of copper oxide minerals and their effects on the mineral flotation behavior are systematically summarized. The flotation methods of copper oxide minerals and the interaction mechanism with reagents are reviewed in detail. Flotation methods include direct flotation (using chelating reagents or a fatty acid as collector), sulfidization flotation (using xanthate as collector), and activation flotation (using chelating reagents, ammonium/amine salts, metal ions, and oxidant for activation). An effective way to realize efficient flotation of copper oxide minerals is to increase active sites on the surface of copper oxide minerals to enhance the interaction of collector with the mineral surface. Besides, various perspectives for further investigation on the efficient recovery of copper oxide minerals are proposed.     

微山稀土矿选矿工艺研究

本文着重研究了微山稀土矿深部矿石回收氟碳铈镧矿的方法及其工艺特点和浮选规律.在碱性介质中采用L102、水玻璃和铝盐组合药剂,可以使稀土矿同其伴生矿物有效分离,适宜的PH值范围为8.0～9.0.经一次粗选、四次精选获得两种精矿产品,即高品位精矿(REO≥67%)和中品位精矿(REO≥34%).稀土总回收率接近90%.文中还比较了不同结构羟肟酸的浮选效果.     

胶磷矿浮选技术的改进

胶磷矿浮选过程选择性差的根本原因,是由于矿物组分尤其镁离子的溶解,造成矿物表面性质相互转化和捕收剂皂盐在矿物表面无选择性沉积. 通过控制浮选条件和药剂制度,尽可能避免捕收剂和溶解组份在矿物表面无选择性吸附或沉积,是选择性调控胶磷矿浮选性质的重要手段. 此外,采用机柱联合浮选装置来改善胶磷矿的浮选分离环境,对提高其浮选效率也非常重要. 实验表明:对原矿含五氧化二磷22.16%、氧化镁3.15%、二氧化硅25.41%的湖北远安磷矿石,通过采取以上改进措施,采用简单的单一浮选工艺,可获得磷精矿五氧化二磷品位＞30%、回收率＞80%和氧化镁品位1%左右的分选指标     

Surface chemical study of the selective separation of chalcopyrite and marmatite

FCLS (Ferric Chromium Lignin Sulfonate) was used to aid the separation of chalcopyrite from marmatite. Flotation, adsorption and zeta-potential tests of treated marmatite and chalcopyrite were performed. The flotation of marmatite was strongly depressed, while that of chalcopyrite was only slightly depressed, over a wide range of pH values when FCLS was used as depressant in the presence of Butyl Xanthate (BX). The adsorption of BX onto chalcopyrite or marmatite takes place over a wide pH range. The adsorption density of BX on chalcopyrite and marmatite decreases as the pH increases. The adsorption density of FCLS onto marmatite is greater than the adsorption density onto chalcopyrite. The zeta potentials of chalcopyrite and marmatite become more negative due to the addition of xanthate and FCLS.     

大冶铜山口难选铜硫矿有效分离的研究

研究了黄铜矿和黄铁矿纯矿物的可浮性特点，铜硫分离的最佳条件；介绍了铜山口难选铜硫矿混合浮选及铜硫分离的最佳选别条件与工艺流程；着重论述了ＳＮ一９在铜、硫分离浮选中的作用。     

颗粒尺寸与药剂性质对胶磷矿浮选过程的影响

通过磷矿颗粒的分级浮选、药剂对比及组合浮选对湖北保康钙质磷矿和大峪口硅钙质磷矿进行了系统研究.结果表明:分级后粒径为-65μm的小颗粒磷矿更有利于反浮选,且保康磷矿反浮选效果优于大峪口磷矿;复合药剂和酸性抑制剂均能改善保康钙质磷矿浮选效果,最终磷精矿品位达到36.14%,磷回收率为96.10%;药剂表面张力降低能增强药剂对磷矿颗粒的湿润.最后,通过测量电动电位和亲水亲油平衡值,对浮选过程效率进行了分析,并对浮选机理进行了讨论.     

巴西磷矿泥浆中磷灰石的回收

针对我国严重匮乏可溶性钾盐资源,而非可溶性钾资源却非常丰富,如磷钾伴生矿,因而探索从磷钾伴生矿中提取可溶性钾具有重要意义. 本文强化了磷钾伴生矿的酸浸过程,研究了在HCl-CaF₂体系下,表面活性剂对磷钾伴生矿中钾浸出的影响. 结果表明:阴离子表面活性剂可以强化钾的浸出,阳离子表面活性剂对钾的浸出未产生明显影响,非离子表面活性剂会抑制钾的浸出. 通过筛选得到较佳的表面活性剂为十二烷基硫酸钠（SDS）,其添加量为1.25 g/L,与未添加SDS的相比,钾浸出率提高了约8.5%,达到了98.01%     

磁铁矿浮选柱阳离子反浮选试验研究

采用浮选柱阳离子反浮选技术对弓长岭磁铁矿进行了浮选分离研究．通过在实验室浮选柱系统上的试验,优化确定了如下工艺和操作参数：十二胺药剂用量100g／t,循环矿浆压力0．045MPa,矿浆浓度43％,浮选时间7～8min．结果表明,在优化的工艺和操作参数条件下,通过一粗二扫开路流程分选,可得到含铁70．95％的铁精矿,尾矿铁品位可降至20．88％．该技术的研究为我国高质量铁精矿的制备提供了一条新的技术途径．