浮选工艺流程图

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。

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。

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。

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。

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。

`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)。

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]。

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。