浮选工艺流程图
正反浮选工艺流程优化
3.2.2 与正精精矿合并成混合精矿进行反浮选作业
考虑到正扫精产低， P2O5含量与原矿相近，MgO含量 LOGO 比原矿低，而反浮精矿产率高。将正扫精与正精精矿合并 进行反浮选作业，提高反浮选作业产率，降低反浮入选矿 中P2O5含量和MgO含量，同时降低反浮选脱镁的难度，降 低反浮精矿中P2O5含量。工艺流程如图3.2-2，试验指标见 表2.2-2所示。
MgO 4.11
SiO2 22.26
CaO 35.55
跟之前试验原矿相比，P2O5含量低了1.23%，MgO含 量高了0.90%，硅、钙含量相近。
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2.2 原矿粒度筛析
表2.2-1 原矿粒度筛析结果
粒级（mm）
占有率％
个别 累积 49.19 67.94 个别 22.2 24.74
品位％ P2O5 个别 25.13 26.84 24.65 21.52 19.23 14.44 23.09 累积 25.13 25.53 25.42 25.23 25.07 23.09 个别 3.36 1.97 2.24 3.3 3.9 4.04 3.18 MgO 累积 3.36 3.04 2.94 2.96 2.98 3.18 个别 19.34 20.45 23.43 25.29 27.34 31.55 22.57 SiO2 累积 19.34 19.60 20.07 20.33 20.51 22.57
正浮粗选5min 正浮精选3min
磨矿细度：-0.074mm占～94.4﹪ 正浮粗选5min 正浮精选3min
正浮扫选3min 反浮粗选6min 反浮粗选6min 反尾矿
正浮扫选3min
正尾矿
正尾矿
精矿 反尾矿 图3.2-3 正浮扫选精与正粗精矿合并试验工艺流程图
浮选在固体废物处理中的应用
浮选在固体废物处理中的应用摘要：本文主要介绍了浮选原理，浮选药剂和浮选的工艺流程，并对浮选的几种常规应用进行了简要的总结。
关键词：浮选，原理，工艺Abstract：In this study，the theory，reagents and technological process of flotation were introduced. Moreover，some application of flotation were illustrated with examples.Key words：flotation，theory，technological process1、浮选原理浮选是在固体废物与水调制的料浆中加入浮选药剂，并通入空气形成无数细小气泡，使欲选物质颗粒粘附在气泡上，随气泡上浮于料浆表面成为泡沫层，然后刮出回收；不浮的颗粒仍留在料浆内，通过适当处理后废弃[1]。
在浮选过程中，固体废物各组分对气泡粘附的选择性，是由固体颗粒、水、气泡组成的三相界面间的物理化学性质所决定的，其中比较重要的是物质表面的润湿性[2]。
固体废物中一些表面疏水性较强的物质容易粘附在气泡上，而另一些表面亲水的物质则不易粘附在气泡上。
而物质表面的亲水、疏水性能，是可以通过浮选剂的作用而加强的[1，2]。
因此，在浮选工艺中正确选择、使用浮选药剂是调整物质可浮性的主要外因条件。
1.2 浮选药剂的种类与作用根据药剂在浮选过程中的不同作用，可分为捕收剂、起泡剂和调整剂三大类。
（一）捕收剂捕收剂能够选择性地吸附在欲选的物质颗粒表面上，使其疏水性增强，提高可浮性，并牢固地粘附在气泡上而上浮。
常用的捕收剂有异极性捕收剂和非极性油类捕收剂两类。
（二）起泡剂起泡剂是一种表面活性物质，主要作用在水-气界面上，使其界面张力降低，促使空气在料浆中弥散，形成小气泡，防止气泡兼并，增大分选界面，提高气泡与颗粒的粘附和上浮过程中的稳定性，以保证气泡上浮形成泡沫层。
第三章 浮选工艺
1.选择药剂时，应选择捕收能力强的捕收 剂。例如，在分选硫化矿物时，选用高级 黄药。 2.合理地增加药剂浓度 3.调节充气情况。提高充气量，提高气泡 质量。 4. 选取充气量大，搅拌力强，能析出微泡 的浅槽型浮选机。
细粒浮选的工艺措施
细粒在浮选中存在的主要问题是分选进程 选择性差。特别是细泥含量比较高时,尤明 显。 选矿中的矿泥，常指小于200目的粒级，而 浮选中的矿泥指小于18um或10um的细粒 级。
原则流程
浮选原则流程涉及到各种矿石处理的原则 方案，例如，浮选流程的段数、浮选循环 及矿物的选别顺序。 浮选流程的段数是指：浮选中磨矿与浮选 相结合的次数。一般磨矿一次，浮选一次 称一段磨选流程。通常，矿石中常有几种 有用矿物，经一次磨矿，将不同矿物分别 选出，要经过几次浮选，仍称为一段磨选 流程。
2.中矿再磨 当中矿含有较多连生体时,为使有用矿物从 中矿中解离出来,应该进行再磨。再磨可以 单独进行,也可返回到第一段磨矿。中矿再 磨之前常常应该进行浓缩和分级,浓缩的溢 流可作回水使用。
3.中矿单独处理 根据中矿的性质采用浮选或其他方式处理。 当中矿性质比较特殊，返回前面作业又不 太合适，此时可考虑中矿单独浮选的方案。
1. 选取选择性强的药剂。分选硫化矿应选 黑药、低级黄药，这些捕收的选择性较好。 2. 采用分段分批加药，使药剂随时在矿浆 中保持最低的合理浓度。一次加药使大量 药剂吸附在矿泥上，降低药剂的选择性， 并使药剂消耗量增加。 3.添加矿泥分散剂。常用的矿泥分散剂有 水玻璃、碳酸钠、氢氧化钠、六偏磷酸钠。
有用矿物的解离程度是以矿物的单体解离 度加以度量的。 单体解离度系指新产品中某有用矿物呈单 体状态存在的量与该矿物总量之比值的百 分数。 为了测定单体解离度，可以对有代表性的 试样，用筛分、水析等方法按粒度进行分 级，然后在显微镜下分别测定各级别目矿 物的矿物的单体解离度。
萤石矿选矿
非金属矿物加工工程结课论文《萤石矿物及其加工利用》学校：中国矿业大学姓名：丘成荣班级：矿加13-4班学号：********摘要：本篇论文主要论述了萤石的基本性质、用途及我国萤石资源现状，萤石矿选矿工艺流程以及流程中使用的药剂，最后论述了萤石矿物分选的发展趋势。
关键词：萤石，性质，工艺流程，发展趋势1. 萤石的结构特性和表面性质萤石又称氟石，是一种含氟量最高的重要非金属矿物原料，具有广泛的工业用途。
其主要成分是氟化钙（化学式CaF2），密度为3.18g/cm³,氟和钙的质量百分数分别为48.67%和51.33%。
含杂质较多，Ca常被Y和Ce等稀土元素替代，此外还含有少量的Fe2O3，SiO2和微量的Cl，Al，Me，He等。
萤石的颜色几多，一般呈绿、紫、玫瑰、白、黄、蓝，有时呈蓝黑、紫黑及棕褐等色，无色透明者少见。
当加热到300℃时，其色可以消失，但在X射线照射后，又可恢复原色。
萤石在紫外线或阴极射线照射下能发强烈的荧光，当含有一些稀土元素时会发出磷光。
引起萤石颜色多变的原因是多方面的，A.N.苏杰尔金认为，是与含微量稀有元素和少量的铁、锰氧化物杂质或碳氢化合物的分散包裹体有关，如铕（Eu）的存在使萤石呈蓝色，钐（Sm）呈淡绿色，混入钇（Y）呈黄色，含沥青杂质的萤石呈乌灰色等。
也有人认为，萤石的颜色与温度有关，紫色者形成温度高，淡蓝色者形成温度次之，两者与钨（W）、锡（Sn）、钼（Mo）矿床有关，绿色者形成温度较低，与硫化物矿床有关等等。
在自然界中能与氟组成化合物的元素约有15种，形成含氟矿物约25种，除萤石外，常见的有冰晶石（Na3AlF6）、氟磷灰石[Ca5(PO4)3(F，OH9)]、黄玉[Al2(SiO4)(F，OH)]、氟硅钾石（K2SiF6）等等。
萤石的晶体结构一般为等轴晶系，多为立方体或八面体，十二面体较为罕见，宏观形式主要为粒状或块状的集合体，有时呈土状。
萤石具玻璃光泽，性脆，断口呈贝壳状，沿八面体解理完全，硬度4，条痕为白色，熔点较高，为1360℃，在水中的溶解度很小，可以溶解于硫酸、磷酸，不溶于冷的盐酸、硼酸和次氯酸，可以与氢氧化钠、氢氧化钾等强碱发生微弱的化学反应。
磷矿石浮选工艺
书山有路勤为径，学海无涯苦作舟
磷矿石浮选工艺
一、正浮选工艺流程
正浮选工艺流程适合于分选硅质磷矿，采用Na2SiO3 等抑制硅酸盐矿物而用阴离子捕收剂正浮磷酸盐矿物的正浮选工艺，分选效果较好，如宁夏贺兰山
矿，工艺流程见图1。
沉积变质型硅一钙质磷灰岩属易浮磷灰石型磷块岩，采
用Na2CO3、Na2SiO3 等抑制硅、钙矿物，阴离子捕收剂正浮选磷灰石的直接浮选工艺，对含P2O58.0％的原矿，经此工艺可以获得磷精矿P2O5 品位大于35％，磷回收率83％的良好指标，如湖北大悟县黄麦岭选矿厂。
二、正一反浮选工艺流程
正一反浮选工艺流程适合分选沉积钙质磷矿，加Na2CO3、Na2SiO3 等抑制
硅酸盐，阴离子捕收剂浮选磷酸盐及含钙镁等碳酸盐矿物，然后再用H2SO4
或H3PO4 将pH 值调至5.5～6.0 以抑制磷酸盐，阴离子捕收剂反浮选碳酸盐矿物，这样可使磷精矿P2O5 含量提高到35.17％，MgO 降至0.78％、R2O31.97 ％、磷回收率91.98％的良好选矿指标，如贵州瓮福磷矿，工艺流程见图2。
图2 沉积钙质磷矿正一反浮选工艺流程
三、双反浮选工艺流程
双反浮选工艺流程适合磷矿石中最难选的胶磷矿，该工艺先用H2SO4 或
H3PO4 抑制磷矿物，阴离子捕收剂反浮选白云石等碳酸盐矿物，然后矿浆经脱泥后再用阳离子捕收剂反浮选硅酸盐矿物，工艺流程见图3。
但对选择性好的
高效阳离子捕收剂及选矿工艺尚需做进一步的研究，如湖北宜昌磷矿、荆襄磷
矿等。
第五章影响浮选的主要因素
班次
甲
24.48
12.01
71.34
79.02
92.02
39.02
53.00
乙
26.20
11.91
70.08
75.27
89.86
34.22
55.64
丙
25.25
11.48
69.56
75.85
90.08
34.26
55.82
j (100 Aj ) j Aj
(100 Ar ) Ar
100
（%）
j
100 Ar
Ar Aj Ar
— 浮选精煤灰分，%；
— 浮选入料灰分，%；源自— 浮选精煤产率，%。第五章
影响浮选的主要因素
表2 B选煤厂各生产班的浮选月平均指标
入料 灰分 % 精煤 灰分 % 尾煤 灰分 % 精煤 产率 % 精煤可燃体 回收率 % 精煤非可燃 体回收率 % 浮选完善 指标 %
剂，增快其浮选速度，提高可燃体回收率。
（3）以免被细粒级和细泥过多吸附，从而降低了浮选剂用量。
第五章
影响浮选的主要因素
5 浮选流程
煤泥水原则流程 浮选结构流程
5.1 煤泥水原则流程
图4 浓缩浮选原则流程图
第五章
影响浮选的主要因素
煤泥水 （来自于浮选粒度上限控制作业）
煤浆预处理装置
浮选设备
尾煤 澄清浓缩设备
④ 三种浓度之间的换算式：
第五章 影响浮选的主要因素
2.2 结论
一般认为合适的入浮浓度在80g/L左右。 当要求提高分选选择性，降低精煤灰分时，取较低浓度，反之取较高浓度； 当煤泥可浮性差，尤其高灰细泥多时，取较低浓度，反之取较高浓度。 浮选入料浓度的大小，直接影响浮选的生产成本。降低浮选入料浓度固然可以 增强浮选选择性，但浮选剂用量增加，浮选机处理量（按干煤泥计算）下降，电能 消耗（按干煤泥量计算）和稀释水量上升，致使选煤加工成本增加。
磷矿石的浮选
磷矿石的浮选不同矿石类型的选矿工艺1.1我国磷矿石选矿近几年的研究和发展较快，从技术上来说与国外较为接近，技术和经验比较成熟。
根据不同矿石性质通常采用如下的选矿方法：硅质磷矿采用Na SiO，等抑制硅酸盐矿物而用阴离子捕收剂正浮磷酸盐矿物的正浮选工艺，分选效果较好，如宁夏贺兰山矿，工艺流程见图2。
图2 硅质磷矿正浮选工艺流程沉积钙质磷块岩采用H sO 或H PO 等抑制磷酸盐，阴离子捕收剂浮选白云石、方解石等碳酸盐矿物的单一反浮选工艺，工艺流程见图3。
对于含P O27．0% ，MgO 4．47% ，SiO，7．87%的原矿，用此单一反浮选工艺可以获得磷精矿P O 32．89% ，MgO 1．01% ，磷回收率95．32% 的良好选矿指标。
如想进一步提高品位，可采用正-反浮选工艺，即加Na CO 、Na SiO 等抑制硅酸盐，阴离子捕收剂浮选磷酸盐及含钙镁等碳酸盐矿物，然后再用H sO 或H PO 将pH值调至5．5～ 6．0以抑制磷酸盐，阴离子捕收剂反浮选碳酸盐矿物，这样可使磷精矿P O 含量提高到35．17% ，MgO降至0．78% ，R2O 31．97% ，磷回收率91．98% 的良好选矿指标，如贵州瓮福磷矿，工艺流程见图4。
图3 沉积钙质磷矿单一反浮选工艺流程图4 沉积钙质磷矿正-反浮选工艺流程沉积变质型硅．钙质磷灰岩属易浮磷灰石型磷块岩，采用Na CO 、Na SiO 等抑制硅、钙矿物，阴离子捕收剂正浮选磷灰石的直接浮选工艺，对含P：O 8．0%的原矿，经此工艺可以获得磷精矿P O 品位大于35% ，磷回收率83% 的良好指标，如湖北大悟县黄麦岭选矿厂。
沉积硅．钙质磷块岩类磷矿石即胶磷矿是磷矿石中最难选的一种。
它储量很大，占全国磷矿总储量的85%以上。
胶磷矿是一种结晶微细的与硅酸盐、碳酸盐胶结在一起的细晶磷灰石，晶格中的ca“可被Mg、Mn、Sr、Na、K、Sn等元素的离子所置换，磷酸根离子也可被其它阴离子基团所替代，造成表面性质发生变化。
选矿厂工艺流程图
选矿厂工艺流程图白乃庙金矿日处理200t选矿厂是80年代建设完成的。
由于矿石中含有部分颗粒金，在工艺上采用了传统的混汞—浮选工艺流程。
该流程经过20多年的生产实践表明，回收率一般在75～85之间，回收率偏低是选厂技术改造的主要因素；另一方面因素是浮选金精矿在销售过程中遇到很多问题，主要表现在：一是购买方故意压低品位；二是汽车运输费用不断提高；三是冬季运输金精矿损失较大等等，给企业经营带来很多麻烦。
同时20多年的生产屯积了大量的尾矿资源，尾矿平均品位在2.0g/t左右。
因此，如何合理改造工艺流程，提高资源利用率，是矿山急需解决的问题。
在实验室试验的基础上，我们对该矿选矿工艺流程进行了技术改造。
1矿石性质 1.1原矿矿石性质矿石中主要金属矿物有黄铁矿、褐铁矿、黄铜矿、斑铜矿、方铅矿、闪锌矿、自然金、银金矿、自然银等。
非金属矿物主要为石英，其次有长石、方解石、绢云母等。
黄铁矿在矿石中含量4～9%，石英脉、蚀变岩中均有分布，主要呈浸染状及细脉状产出，多为自形晶，半自形晶中粒—中细粒结构，黄铁矿主要形成于早期热液活动的石英硫化物阶段，也是金矿的成矿阶段；褐铁矿主要分布于近地表的氧化带内，为黄铁矿氧化而成，黄铜矿、斑铜矿含量极少，与黄铁矿连生。
自然金、银金矿、自然银是矿区有用组份金银的组成矿物，它们常以包裹体或它形粒状，蠕虫状分布于黄铁矿或褐铁矿中，其次分布于黄铁矿或褐铁矿的边缘，少量分布于脉石之中，金、银矿物粒度不等，肉眼可见颗粒金。
1.2尾矿矿石性质尾矿中主要金属矿物是褐铁矿，非金属矿物主要为石英，其次有长石、方解石、绢云母等。
尾矿多元素化学分析结果见表1。
2.1技改前工艺流程(见图1)2.2技改后工艺流程(图2附后) 2.3技术改造措施 2.3.1选厂技术改造。
根据选矿试验结果和现场工艺流程考察，对浮选工艺及后续作业进行了下列技术改造：①浮选金精矿直接采及全泥氰化浸出工艺处理，该工艺对金精矿的品位没有严格要求，为提高浮选作业回收率，取消第二次精选，增加一次扫选；②一段磨矿细度由-200目占65%，降低到-200目占60%，即降低了磨矿能耗，又提高了处理量；③将两台搁置不用的浓缩机维修改造加以利用，浓缩脱水脱药。
浮游选矿 第五章 典型浮选流程
浮游选矿
中国矿业大学化工学院
15
§5-3 磷酸盐矿的浮选
浮游选矿
中国矿业大学化工学院
16
§5-3 磷酸盐矿的浮选
磷酸盐矿主要是从钙的碳酸盐（方解石、 白云石）和硅酸盐矿物中浮选出来。当用脂 肪酸或皂类作捕收剂时，这类矿石的捕收性 能相似。浮选磷酸盐矿通常有三种方法。
6
（2）铅-锌硫化矿浮选的工艺流程
Crushing
Grinding
Classification
+ Coarse
- Fine
Pb Rougher
C
T
1 Cleaner
C
T
Zn Condition Zn Rougher
2 Cleaner
C
Pb Thickener
+
-
Underflow
Overflow (Waste)
名称
重量
品位
分配率
% Pb,% Zn,% Ag,g/t Pb,% Zn,% Ag,%
原矿
100 6.19 4.90 136
铅精矿 8.83 66.59 4.98 1397 95.16 8.97 90.62
锌精矿 尾矿
7.85 1.18 54.21 97.8 1.5 86.78 5.65 83.32 0.25 0.25 6.2 3.34 4.25 3.73
Pb浮选机
0.032
起泡
MIBC
Zn浮选机
0.040
起泡
石灰 Zn搅拌桶、Zn浮选机 0.708
磷矿选矿进展及存在的问题
磷矿选矿进展及存在的问题余永富1,2,葛英勇1,潘昌林3(1.武汉理工大学资源与环境工程学院,湖北武汉430070;2.长沙矿冶研究院,湖南长沙410012;3.湖北省磷化工业协会,湖北武汉430071)摘 要:介绍了世界磷矿资源现状。
概述了中国磷矿资源分布及目前生产情况。
叙述了不同矿石类型的磷矿石选矿流程及选矿效果。
指出了磷矿石选矿中存在的问题并给出了解决对策。
关键词:磷矿;选矿;浮选工艺;问题;对策中图分类号:TD92文献标识码:A文章编号:0253-6099(2008)01-0029-05Progress and Proble m s in Beneficiation of Phos phorite OresYU Yong fu 1,2,GE Y i n g yong 1,PAN Chang lin3(1.S chool of N atural R esources and Environm entalEng i n eering,Wuhan Un i v ersit y of T echno logy,Wuhan 430070,H u bei ,China;2.Chang s ha R esearch Institute of M ining and M etallurgy,Changsha 410012,H unan,China;3.H ubei Pho s phorous Che m ical Industry A ssociation,W uhan 430071,H ubei ,China )Abst ract :The status ofw orld phosphorite resources is introduced as w ell as t h e d i s tribution and production sit u ation o f Chinese phosphorite resources are descri b ed .A d iscussion is m ade on the beneficiation processes for different types o f phosphorite ores and the benefic iati o n resu lts .The prob l e m s i n the bene ficiation of phosphorite ores and counter m easures are presented .K ey w ords :phosphorite ;benefic iation ;flotati o n process ;proble m;counter m easure 磷是人类和一切动植物赖以生存的物质之一。
选煤厂工艺流程图
`PLPPDML粗煤泥CSS 分选系统（B 系统）Fine Coal CSS Wash Circuit重介旋流器分选系统（B 系统）Dense-Medium Cyclone Wash Circuit 重介Dense浮选压滤系统（B 系统）Floatation & Filter Circuit 脱泥筛(3203)DESLIMING SCREEN 1 off 3.6x6.1粗煤泥桶(330)SLURRY SUMP 精煤磁尾桶(323)精煤稀介质桶(319)合格介质桶(340)中矸稀介质桶(3217)DILUTE MEDIUMSUMP浓介桶(351？355？)介质库废介池TBS 粗煤泥分选机（333）XGR3000型入料浓度40-60％不完善度：《0.12煤泥分级浓缩旋流器组（332）FX610-GTx2旋流器组分级粒度：0.2mm精煤分级浓缩旋流器组(325)FX500-GTx6旋流器组Q=550m3/h入料粒度：0.5-0mm 入料压力0.1-0.15MPa分级粒度0.2mm中煤泥振动弧形筛(333)HXSZ15-20-45-AT 筛缝0.5mm 筛宽：1500mm精煤泥离心机(338/339)LLL1200X650B 型筛篮直径1200mm Q=35-60t/h精煤磁选机(321)HMDA-φ914x2972型双筒并联精煤离心机(310/311)WL1200型筛篮直径1200mm Q=108.0t/h精煤脱介筛(308/309)ZKK3061-AT 型Q=108.0t/h 筛面倾角：0°筛缝：合介段：0.75mm 稀介段：1mm F=18.30m2有压三产品重介旋流器(305)YTMC1200/850型Q=330t/h 介质循环量：V=1100m3入料粒度：50-1mm 入口压力：0.22-0.28MPa 。
分选精度，一段Ep=0.035 二段Ep=0.045中煤脱介筛(313)同精煤型号矸石脱介筛(3216)同精煤型号中矸磁选机(329)HMDA-φ914x2972型双筒并联Q=220m3/m/台效率：99.9％捕收剂桶COLLECTOR SUMP起泡剂桶FROTHER SUMP矿浆预处理器(401)XY-3.0型直径:3000mm 矿浆通过量：1000m3/h 台浮选机(402/403)XJM-S20-4 Q=65t/h 矿浆通过量：650m3/h.台矸石带式输送机(701)去矸石仓（原有主厂房内）去LL精煤泥振动弧形筛(336/337)HXSZ15-20-45-AT 筛缝0.5mm 筛宽：1500mm煤泥离心液泵(342)80ZJL-A36(33.5)Qs=84-92.0m3/h H=14mn=970r/min中煤离心机(314)WL1200型筛篮直径1200mm Q=108.0t/h精煤压滤机(407/408/409)KMZG450-2000-U 型快开式隔膜压滤机2 off P1号受煤坑至筛分车间带式输送机（201）50mm-0mm筛下1mm-0mm筛上50mm-1mm保持压力底流1mm-0.2mm溢流0.2mm-0mm溢流-精煤底流-尾煤溢流<0.2mm底流较粗颗粒精煤泥水筛下1mm-0.25mm 精煤泥水50mm-1mm 粗煤50mm-1mm 精煤泥水前三分之一（无喷水）后三分之二（有喷水）合格介质稀介质精煤泥水分流密度测试粗煤泥桶泵（331）中矸稀介泵（3218）精煤稀介泵（320）介质添加泵（352？356）精煤磁尾桶泵（324）合介泵（341）中煤离心液池混料桶（303）煤泥离心液池补加新介质精煤离心液池中煤离心机(335)LLL1200X650B 型筛篮直径1200mm Q=35-60t/h浓缩机(601、601A)NXZ-18 ，中心传动搅拌桶（603）尾煤压滤机入料(604/605来自主厂房冲洗水絮凝剂自动投加设备（615）浮选精矿池刮板输送机（410/411/412)B=1200mm L=13014mm 角度：2.54度V=0.48m/s圆形震动分级筛（203）YAHg2460-AT 型F=14.4m2筛面倾角：20°手选带式输送机（204）>50mm50mm-0mm分级破碎机（205）>50mm50mm-0mm矸石及杂物筛分车间至主厂房50mm-0mm混料桶泵（304）精煤脱介弧形筛(306/307)HXSb28-20-60-AT 筛缝：1.0mm 筛宽：2800mm精煤离心液泵(318)65ZJL-A30)Qs=20~38m3/hH=14m n=960r/min中煤脱介弧形筛(312)HXSb28-20-60-AT筛缝：1.0mm 筛宽：2800mm中煤离心液泵(326)65ZJL-A30)Qs=20~38m3/hH=14m n=960r/min矸石脱介弧形筛(312)HXSb28-20-60-AT筛缝：1.0mm 筛宽：2800mm精煤磁选机(322)HMDA-φ914x2972型单筒排污泵(353？357)40ZJL-A21Q=17~25m3/h H=14m Yn=2.0原煤 RAW COAL 产品煤 PRODUCT COAL 矸石 REJECT 煤泥水 SLURRY 稀介质 DILUTE MEDIUM中煤 MIDDLING 清水 CLARIFIED WATER 重介质 DENSE MEDIUM图例LEGEND重介旋流器分选系统（A 系统）nse-Medium Cyclone Wash Circuit 浮选加压过滤系统（A 系统）Floatation & Hyperbaric Filter Circuit 浓缩压滤系统（A 系统）Thickening & Filter Circuit精煤带式输送机(343/344/413/501)主厂房至精煤仓中煤带式输送机(502)去中煤仓（原有主厂房内）入料泵05尾煤压滤机(606/607)KMZG450-2000-U 型快开式隔膜压滤机滤液水池及补加煤泥卸载站集中水池循环水池主厂房清扫及压滤机滤布清洗和走廊清洗冲水刮板输送机（608/609)。
浮选流程
矿石浮选时矿浆流经各个作业的总称
01 概念
03 考虑
目录
02 工艺方案
浮选流程定义为矿石浮选时矿浆流经各个作业的总称。不同类型矿石应用不同的流程处理。流程也反映了被 处理矿石的工艺特性，故称为浮选工艺流程。浮选流程的选择主要取决于矿石的性质及对精矿的质量要求。现以 煤泥浮选流程为例，煤泥浮选流程按其特点有浓缩浮选、直接浮选和半直接浮选。
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铅锌矿浮选工艺流程
根据矿物可浮性和氧化率不同进行了四种浮选流程实践。第一种流程:先选硫化铅后选氧化铅,然后选硫化锌 最后选氧化锌。这种流程简称先铅后锌流程,适用于低氧化率高品位硫化矿为主的矿石,但这种流程因有少量氧化 矿,氧化铅夹在硫化铅和硫化锌二个硫化矿作业之间浮选,因矿物可浮性差异大,作业条件矛盾多,硫化矿精矿‘含 杂和回收率不易控制,药剂耗量多。第二种流程:先选硫化铅后先硫化锌,然后选氧化铅和氧化锌,这种流程简称先 硫后氧流程,按矿物的先易后难的可浮性顺序依次浮选,此种流程因先选硫化矿后选氧化矿,各作业根据本矿物特 性,控制调整药剂和作业条件,互相干扰小,矛盾较少,在中等氧化率情况下,硫化矿回收率尤其是硫化锌回收率,氧 化铅精矿含锌,药剂消耗都优于先铅后锌流程。第三种流程:硫化铅和硫化锌混合浮选,然后选氧化铅和氧化锌,硫 化矿混合精矿再分离。这种流程是难易不分。作业复杂矛盾多,不易调整控制,含杂高、药耗大，指标低。
这是考虑到直接浮选人浮浓度低而采用的一种改良措施。根据重选产品的脱水、分级设施捞坑的溢流水流向 可有几种不同形式。浓缩浮选时分出小部分捞坑溢流水不经浓缩直接去做浮选人料稀释水,既降低人浮浓度,减少 了清水补加量,又减轻浓缩机负荷，提高了沉降效果，降低了循环水中煤泥循环量，此又称部分浓缩，部分直接浮 选。重选设有主、再洗捞坑的大型厂,将主洗捞坑溢流(浓度高)做入浮原料,再洗捞坑溢流作为循环水(常10g/L左 右)，此又称部分循环，部分直接浮选。主、再洗不分设捞坑时，为减轻进人浮选矿浆量和提高人浮浓度,可将少 部分捞坑溢流水直接作为循环水，其余去浮选。但这也会导致循环水中煤泥循环量增加。仅在细煤泥含量少时采 用,此也属部分循环，部分直接浮选。由于煤泥可浮性好,精煤量大及对精煤质量要求不高,煤泥浮选不需多次精 选与扫选，流程相对简单的多,可根据煤泥性质、对精煤质量要求和规模等因素选择。
第五章 浮选工艺过程
矿物的可浮性与矿物的粒度有密切的关系
图中列出了两个选矿 厂铜、铅、锌回收率与粒 度关系的实际资料。从图 中可以看出，小于10μm 或大于100μm的矿粒，其 可浮性明显降低。因此， 只有中等粒度的矿粒才具 有最佳的可浮性。
二、粗粒浮选的工艺措施
1. 调节药方：调节药方的目的是在于提高矿物与气泡的固 着强度，加快矿化气泡的升浮速度。可从药剂选择，用药 量等方面加以考虑。 （1）药剂的选择 （2）合理地增加药剂浓度 2. 调节充气情况：调节充气情况包括调节气量和充气质量。 （1）提高充气量 （2）提高充气质量 3. 选择浮选机：在选择浮选机时，应注意选取充气量大， 搅拌力强，能析出微泡的浅槽型浮选机，才有利于粗粒物 料的分选。 （1）搅拌力强 （2）选用浅槽型浮选机
二、矿浆浓度对浮选的影响
1. 回收率
2. 精矿质量 3. 药剂质量 4. 浮选机的质量 5. 浮选时间 6. 水电消耗
三、分级调浆的概念及作用
调浆：把原矿或适宜浓度的矿浆，。依次加入浮选剂， 并搅拌混匀，从而保证浮选过程正常有效地进行。 分级调浆：根据不同粒度不同调浆条件，矿浆按粗细粒 级分级或两支或三支进行调浆。 分级调浆的粒度界限可通过实验来确定。
四、药剂的预处理
同一种药剂，由于使用方法的不同，其用量和效果都 不同，特别在水中溶解度小或不溶的药剂，更加明显。 1．配制水溶液：对于易溶于水的，一般配成5－10%的水 溶液使用，如黄药，硫酸铜，苏打等等。 2．加溶剂配制：一些不溶于水，但溶于某些溶剂的药剂， 可以将其溶于溶剂中，如油到不溶于水，但溶于煤油；白 药溶于邻甲苯胺等，先将其溶解，然后使用，可以提高其 捕收作用。 3．配制成悬浮液或乳浊液：一些不易溶的固体药剂，可 配成池浊液或悬浮液使用。例如，石灰在水中溶解度极小， 20℃时约为0.17%，随着温度反而减小，因此将石灰磨至 100－10μm，与水混合搅拌制成石灰乳使用。
洗煤厂煤炭洗选自动化控制分析
2021年第3期2021年3月随着单个矿井煤炭产量的大幅度提高，传统的机械化选煤技术已不能满足生产的需要。
使用传统选煤技术时，主要通过人工操作机械设备，选煤效率低，且很难对选煤参数进行准确控制[1]。
因此，为了提高煤炭洗选的效率和质量，采用自动化选煤设备势在必行。
自动化选煤不仅能大幅度提高煤炭洗选效率，还能有效地保证洗选质量，特别是多种用途的煤炭分类。
本文围绕煤炭洗选过程中自动化控制的应用进行展开，重点探讨了煤炭洗选自动化控制的发展趋势。
1煤炭洗选自动化控制工艺为了提高煤炭洗选的效率，很多洗煤厂都引进了煤炭洗选自动化控制技术。
煤炭洗选自动化控制技术通过一些自动化设备来实现对煤炭的分选，对煤炭产品的质量控制更加严格，其主要优势在于大幅度提高了煤炭洗选效率。
考虑到煤炭洗选工艺存在一定的差异性，洗选的自动化控制也存在一定的差异性。
下面将分别介绍几种常见的煤炭洗选自动化控制工艺。
1.1跳汰选煤自动化控制跳汰选煤是对煤炭进行粗选的一种重要方法，其主要通过将煤粒过分级筛实现选煤。
物料在垂直的介质流中，按照其密度差异进行分选，煤粒的密度和形状对选矿结果有很大影响。
根据所采用的脉动方法可分为气动、水动及活塞三种。
其关键在于使煤炭在跳汰机上出现较好的分层效果。
过去，跳汰选煤的排料和脉动的速度都是采用人工控制，控制的效率低且误差大，严重影响到了煤炭的洗选效果。
采用自动化控制后，可根据选料的密度自动控制排料和脉动的速度，从而极大地提高精煤回收率。
1.2浮选自动化控制浮选是对粒径0.5mm 以下煤炭进行分选的一种重要方法，其原理是根据矿物表面的物理化学性质的不同特征对煤炭颗粒进行分选，基本的工艺流程如图1所示。
在浮选过程中，要控制好气体、固体和液体的相互作用，主要包括调节煤泥水的流量、浓度等参数，浮选加药量及充气量等。
由图1可见，浮选工艺涉及到众多阀门的打开、关闭，想通过人工来进行控制必然存在很大的困难，煤炭浮选自动化控制是必然的发展趋势[2]。
浮选工艺(下)
2、硬水
特点：含有较多的多价金属阳离子，相应的阴 离子也多。
来
硬度 ，
2+ Ca 2+ 、 Mg
多
总硬度，可
换
： 克当 /
[Ca 2+ ] [ Mg 2+ ] + , 总硬度= 20.04 12.16
浓度 ， 克/
[Ca2+ ] 、[ Mg 2+ ] — Ca 2+ 、 Mg 2 +
1 克当 / 称为 度，硬度 4~8度叫 等硬 ；8~12度为 硬
浮 选 工 （下）
艺
四、调泡
选 ， 稳 气 学 、 其 起 层 、气 度、 大 与数 选 -气界 进 选 。 结构、产 等 标。 过
，均能 响
1、泡沫层的厚度
泡沫层的厚度与使用的浮选机种类、矿石 性质、药剂制度等因素有关。 在其他条件不变的情况下，泡沫层厚薄主要 在其他条件不变的情况下， 靠控制矿浆液面来调节。 靠控制矿浆液面来调节
3.3 分支浮选
• 分支浮选是我国在20世纪70年代发展起来的浮选 新工艺， 国 锑矿、铜矿、钼矿、铅锌矿 金矿等选矿厂 得到应 ，并 得 较显 经济 。
分支浮选流程图
谢
谢！
一段磨浮流程
两段磨浮流程
矿 两段
矿 两段
矿 两段
三段磨浮流程
优先浮选流程
• 该流程按有用矿物可浮性的差异，根据先易后难 的顺序逐个地将它们浮出。它适用于原矿品位较高的 原生硫化矿。
泡沫层较厚时，精矿品位较高。
当 并， 来
层矿 时 矿 则随气 称为“ “
到 滞
层时，气 层
会
发 ， 层
兼 夹带
层。这种现 对 强 较
薛湖选煤厂浮选工艺优化及搅拌调浆改造
中图分 类号 ：Ｔ ９ Ｄ４
文献标 识 码 ：Ｂ
文章 编号 ：１ ７ — ９ ９ ２ １ ） ６０ ６ －３ ６ １ ０ ５ （ ０ １ ０ －０ ００
末煤 脱泥 筛筛下
河南神火煤 电股 份有 限公 司薛湖选 煤厂 为矿井 型选煤 厂 ，设计年处 理 能力 为 １０万 ｔ ８ ，煤 质 以 贫煤 、无 烟 煤 为 主 ，采用块煤浅 槽重 介 ，末煤有 压三 产品重 介旋 流器 ，粗 煤泥 Ｔ Ｓ分选细煤泥 浮选床 浮选 和尾煤浓 缩压 滤工 艺 ，末 Ｂ 精煤作为 型焦 原料 煤 和高 炉喷 吹 用煤 ，块 煤作 为合 成氨 、 生产化肥等工业原料 ，经济效益和社会效益非常显著 。
进入浮选 ，煤泥离心机离心液 回原生煤泥系统再选 。
２ 优 化工 艺 系统 ，提 高入 浮浓 度
２ １ ９月 ，薛湖选煤 厂进 行工 艺系统 改造 ，增 加粗 ０ ０年
收 稿 日期 ：２ １ — １ ２ ０１ ０ — １
作者简介 ：梁
华 （９ ５一） １８ ，男 ，河南永城人 ，工学学士 ，２０ ０ ７年毕业于河南理工大学矿 物） Ｘ 专业 ，现 在河南神火 Ｊ － ￣
土
ｌ 改造 前浮 选工 艺及存 在 问题
１ ）改造前浮选 系统 的分选指标不太 稳定 。突 出表 现在 尾矿灰分波 动性 大 ，整体灰 分偏 低 ，浮选 精矿灰 分低 ，精
煤损失严重 。
２ 浮选人料矿浆浓度低 。改造前浮选工 艺流程 图如图 ） １ 示 ，末煤脱泥筛筛下经水 力旋 流器分级 ， 一 ． ５ ｍ溢 所 ０２ｒ ａ 流进入浮选 ，底流经 振动 弧形筛 和高 频筛 脱水后 进入末 煤 重介 系统 ，筛下 水进 入浮选 系统 ；重介 精煤 磁尾 经水力 旋 流器分级 ， 一 ． ５ ｍ溢流进入浮选 ，底 流经 振动弧形 筛脱 ０２ｒ ａ 水后直接掺人浮选精 矿 ，筛下水进入浮选 系统 。 从 图 １ 以看 出 ，浮选 人料 的两个 主要来 源是 两 台浓 可 缩旋流器组 的溢 流 ，使 用过 程 中，浓 缩旋 流器 的浓缩效 果 特别 明显 ，溢 流浓度 偏低 。在 一定 的干矿 量条 件下 ，入 料 浓度低导致 矿浆 量大 ，增加 设备 负担 ，药 耗 高；矿 浆浓 度 低有利 于减少高 灰细 泥对精 矿 的污染 ，也 会减小 浮选 过程
浮选法及其在闪锌矿选矿中的应用-PPT课件
学 生：李艳 学 号：10312821
OUTLINE
概述 浮选法
闪锌矿选矿实例
矿石中主要的硫化物之一 常呈不规则他形晶粒状,部 分呈半自形晶粒状 常呈条带状或脉状分布 常见于热液矿脉，并与白 云石、石英、黄铁矿、方 铅矿、萤石、重晶石和方 解石共生
闪锌矿的选矿方法
浮选药剂
作用：改变浮选过程中相界面的性质。调节矿物的可浮性，调 整矿浆的浮选性质，改善气泡的质量，提高气泡矿化过程的 选择性和浮选速度。 捕收剂
作用点：固液界面，且有选择性。 作用：提高疏水性，增加可浮性，促使气泡附着，增强附着的牢固性。
起泡剂 作用点：气液界面。 作用：降低界面表面张力，促使空气在矿浆中弥散，形成小气泡，并防止气 泡兼 并，增加分选界面，提高气泡的稳定性。
浮选在矿物加工业中的优缺点
优点：
缺点：
适应性强 效率高，且适于处理细 物料 有利于对矿产资源的综 合回收
成本高，易污染矿山\环 境 需要较细的磨矿――粒度 细化 影响因素多，操作控制 动手能力要求较高 产品脱水率较低，过程 复杂
浮选法原理
矿物的润湿性 矿物表面的水化作用 矿物表面的润湿性 润湿接触角 界面电现象 概念 o 界面现象 影响因素：润湿顺序， θ>90 ，矿物表面不易被 表征矿物表面重要的物 润湿阻滞 双电层 矿物表面组成，化学成 水润湿，可浮性好 理化学特征之一，是矿 吸附现象 接触角测定 水分子的定向排列，形 液气界面吸附表面活性离子，使液 分，不均匀性，粗糙度， 物好坏可浮性的直观标 o ，矿物表面易被水 零电点PZC时，接触角最大，矿物表 气泡的矿化过程 θ<90 成水化层。
铝电解碳渣浮选工艺回收电解质的实践
in 文/刘坤铝电解碳渣沁艺检电渣的实辭The practice of recovering electrolytealuminum electrolysis carbon slag flotation process碳渣是铝电解生产过程产生的有害废物，碳渣中含有大量的氟化盐，采用浮选法对碳渣中的氟化盐进行摘要：回收利用，不仅可以减少氟化盐的损失，提高资源的利用率，还避免了对环境的污染，有显著的效益。
关键词：铝电解；碳渣；浮选J在铝电解生产过程中，由炭素材料制作的电极，由于其 不均质性，碳渣的产生是不可避免的。
阴极炭素内衬破损，阳极炭素材料的不均匀燃烧及侵蚀冲刷作用产生的炭粒剥 落，电解过程的二次反应生成游离固态碳，操作不当带来的机械损失，与电解质熔合上浮，在捞出时成为碳渣。
其中，碳阳极的不均匀燃烧和选择性氧化导致炭粒脱落，是产生碳 渣的主要原因。
据统计，每生产一吨原铝约产生5 - 15 kg碳渣。
在捞出的碳渣中，由于受电解质的浸泡和渗透，碳渣 中电解质含量很高、约占碳渣重量的60% - 70 %，主要 成分是冰晶石、亚冰晶石，少量氧化铝和氟化钙［1］。
如果将其作为废物丢弃，既造成氟化盐的损失，增加氟化盐单耗, 又对环境造成污染。
本文主要采用浮选工艺将碳渣中的氟化盐予以回收，符合国家节能减排、循环利用的发展战略。
1碳渣的化学组成碳渣的主要成分是以冰晶石（Na s AlF e ）为主的钠铝 氟化物、a - AI 2O 3和碳；含碳约40%，电解质氟化物约60%，除了碳是有害物质外，其余完全是电解槽内可利用的物质。
碳渣的化学组成比较简单，其主要化学元素及含量见表1 ［21o以往技术条件下，大多电解铝企业采用露天堆存或直接土壤填埋的方法处理电解铝固体废弃物，不仅占用了大表1碳渣中主要化学元素及含量含量，％32.2612.9116.340.52“o0.8219.68量土地，而且其中含有的可溶性氟化物，氧化物还会随着雨水流入江河，渗入地下污染土壤和地下水、地表水，对周围生态环境、人类健康和动植物生长造成极大危害。