CN100589882C - 一种铝土矿选精矿或尾矿的沉降脱水方法 - Google Patents
一种铝土矿选精矿或尾矿的沉降脱水方法 Download PDFInfo
- Publication number
- CN100589882C CN100589882C CN200710179634A CN200710179634A CN100589882C CN 100589882 C CN100589882 C CN 100589882C CN 200710179634 A CN200710179634 A CN 200710179634A CN 200710179634 A CN200710179634 A CN 200710179634A CN 100589882 C CN100589882 C CN 100589882C
- Authority
- CN
- China
- Prior art keywords
- sedimentation
- mine tailing
- flocculant
- overflow
- concentrate
- Prior art date
- Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
- Active
Links
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 53
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 title claims abstract description 51
- 229910001570 bauxite Inorganic materials 0.000 title claims description 40
- 230000008021 deposition Effects 0.000 title claims description 11
- 238000012545 processing Methods 0.000 title abstract description 4
- 230000008569 process Effects 0.000 claims abstract description 28
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 claims abstract description 21
- 239000011707 mineral Substances 0.000 claims abstract description 21
- 239000002253 acid Substances 0.000 claims abstract description 17
- 239000003513 alkali Substances 0.000 claims abstract description 16
- 239000010419 fine particle Substances 0.000 claims abstract description 7
- 230000000694 effects Effects 0.000 claims abstract description 5
- 239000002002 slurry Substances 0.000 claims abstract description 5
- 230000009881 electrostatic interaction Effects 0.000 claims abstract description 4
- 239000003792 electrolyte Substances 0.000 claims abstract description 3
- 238000004062 sedimentation Methods 0.000 claims description 54
- HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M Sodium hydroxide Chemical group [OH-].[Na+] HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims description 18
- 239000002245 particle Substances 0.000 claims description 11
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N Hydrochloric acid Chemical group Cl VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 10
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 8
- 238000005189 flocculation Methods 0.000 claims description 6
- 230000016615 flocculation Effects 0.000 claims description 6
- 229920002401 polyacrylamide Polymers 0.000 claims description 5
- AXCZMVOFGPJBDE-UHFFFAOYSA-L calcium dihydroxide Chemical compound [OH-].[OH-].[Ca+2] AXCZMVOFGPJBDE-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 4
- 239000000920 calcium hydroxide Substances 0.000 claims description 4
- 229910001861 calcium hydroxide Inorganic materials 0.000 claims description 4
- 238000005188 flotation Methods 0.000 claims description 4
- 235000008733 Citrus aurantifolia Nutrition 0.000 claims description 3
- 235000011941 Tilia x europaea Nutrition 0.000 claims description 3
- 239000004571 lime Substances 0.000 claims description 3
- 238000013404 process transfer Methods 0.000 claims description 2
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 11
- 239000008394 flocculating agent Substances 0.000 abstract description 5
- 230000018044 dehydration Effects 0.000 abstract description 4
- 238000006297 dehydration reaction Methods 0.000 abstract description 4
- 230000007613 environmental effect Effects 0.000 abstract description 3
- 230000003311 flocculating effect Effects 0.000 abstract description 2
- 230000009286 beneficial effect Effects 0.000 abstract 1
- 230000001681 protective effect Effects 0.000 abstract 1
- 239000000047 product Substances 0.000 description 12
- 239000000463 material Substances 0.000 description 5
- 238000004064 recycling Methods 0.000 description 5
- 238000005352 clarification Methods 0.000 description 4
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 4
- 239000006228 supernatant Substances 0.000 description 4
- 238000012360 testing method Methods 0.000 description 4
- 239000007787 solid Substances 0.000 description 3
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical group [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 230000008901 benefit Effects 0.000 description 2
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 2
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 description 2
- 239000000725 suspension Substances 0.000 description 2
- CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L Sodium Carbonate Chemical compound [Na+].[Na+].[O-]C([O-])=O CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 230000009471 action Effects 0.000 description 1
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 1
- 239000003795 chemical substances by application Substances 0.000 description 1
- 229910001919 chlorite Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052619 chlorite group Inorganic materials 0.000 description 1
- QBWCMBCROVPCKQ-UHFFFAOYSA-N chlorous acid Chemical compound OCl=O QBWCMBCROVPCKQ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000002734 clay mineral Substances 0.000 description 1
- 239000000084 colloidal system Substances 0.000 description 1
- 238000007796 conventional method Methods 0.000 description 1
- 230000007812 deficiency Effects 0.000 description 1
- 239000003995 emulsifying agent Substances 0.000 description 1
- 239000000839 emulsion Substances 0.000 description 1
- 238000001914 filtration Methods 0.000 description 1
- 230000005484 gravity Effects 0.000 description 1
- 229910052900 illite Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 1
- 230000008595 infiltration Effects 0.000 description 1
- 238000001764 infiltration Methods 0.000 description 1
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 1
- NLYAJNPCOHFWQQ-UHFFFAOYSA-N kaolin Chemical compound O.O.O=[Al]O[Si](=O)O[Si](=O)O[Al]=O NLYAJNPCOHFWQQ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052622 kaolinite Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000007788 liquid Substances 0.000 description 1
- VGIBGUSAECPPNB-UHFFFAOYSA-L nonaaluminum;magnesium;tripotassium;1,3-dioxido-2,4,5-trioxa-1,3-disilabicyclo[1.1.1]pentane;iron(2+);oxygen(2-);fluoride;hydroxide Chemical compound [OH-].[O-2].[O-2].[O-2].[O-2].[O-2].[F-].[Mg+2].[Al+3].[Al+3].[Al+3].[Al+3].[Al+3].[Al+3].[Al+3].[Al+3].[Al+3].[K+].[K+].[K+].[Fe+2].O1[Si]2([O-])O[Si]1([O-])O2.O1[Si]2([O-])O[Si]1([O-])O2.O1[Si]2([O-])O[Si]1([O-])O2.O1[Si]2([O-])O[Si]1([O-])O2.O1[Si]2([O-])O[Si]1([O-])O2.O1[Si]2([O-])O[Si]1([O-])O2.O1[Si]2([O-])O[Si]1([O-])O2 VGIBGUSAECPPNB-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 229920000620 organic polymer Polymers 0.000 description 1
- 229920001495 poly(sodium acrylate) polymer Polymers 0.000 description 1
- 230000001105 regulatory effect Effects 0.000 description 1
- 238000007560 sedimentation technique Methods 0.000 description 1
- NNMHYFLPFNGQFZ-UHFFFAOYSA-M sodium polyacrylate Chemical compound [Na+].[O-]C(=O)C=C NNMHYFLPFNGQFZ-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 1
- 230000003068 static effect Effects 0.000 description 1
- 230000008719 thickening Effects 0.000 description 1
- 238000005406 washing Methods 0.000 description 1
- 239000002699 waste material Substances 0.000 description 1
Images
Landscapes
- Separation Of Suspended Particles By Flocculating Agents (AREA)
- Paper (AREA)
Abstract
本发明涉及一种铝土矿选精矿或尾矿的沉降脱水方法,涉及一种铝土矿选矿过程的选精矿或尾矿的快速沉降和高效脱水方法。其特征在于采用两段工艺对精矿或尾矿进行沉降,首先第一段工艺为在精矿或尾矿浆中加入絮凝剂,在-100-0mv的动电位下,实现精矿或尾矿颗粒的快速絮凝和沉降;然后在第二段工艺对一段工艺的溢流采用酸或碱电解质来调整微细粒矿物表面电荷和动电位,使溢流中的微细颗粒在静电作用和溶液残留的絮凝剂作用下形成絮团并快速沉降。本发明方法简单易行、成本低、环境友好,通过一段絮凝剂沉降后的铝土矿选矿精矿或尾矿,含水率大大降低,浓度最高可以提高3-10倍,有利于实现精矿或尾矿脱水和再利用。
Description
技术领域
本发明涉及一种铝土矿选精矿或尾矿的沉降脱水方法,涉及一种铝土矿选矿过程的选精矿、尾矿的快速沉降和高效脱水方法。
背景技术
在铝土矿选矿过程中,由于铝土矿的主要脉石矿物高岭石、伊利石、叶腊石、绿泥石等优先解离、泥化,造成了选矿精矿、尾矿粒度较细,精矿中37μm以下含量常占50%以上,尾矿中粒径37μm以下含量占90%以上。为快速沉降、过滤精矿和尾矿,高效利用精矿、尾矿中的含水,降低生产成本,并使尾矿能够安全堆存或进一步高效利用,需要对大量选尾矿进行浓缩脱水,提高浓度后输入尾矿坝中堆放。
由于铝土矿选矿产品中含有大量极细的粘土矿物颗粒,并有部分胶体颗粒,这导致精矿、尾矿矿浆固体颗粒质量小、比表面积大、表面能高,沉降脱水困难;并且由于铝土矿选矿工艺中添加浮选药剂来调节矿物的表面电性,在正浮选工艺条件下,精矿、尾矿浆固液界面存在负性较高的动电位,导致颗粒间静电斥力较高,微细粒精矿、尾矿浆颗粒彼此不能靠近联合,分散度极高,形成了相对稳定的悬浮液,这就造成矿浆浑浊、沉降难度大,从而导致回水的固含较高不能直接循环利用,且由于难以提高矿浆的浓度,导致矿浆中水的循环使用率低,浪费大量的水资源,精矿含水量高影响后续生产和成本;尾矿无法实现干法堆存,增加了尾矿坝的堆积量,加重了水对尾矿坝的渗透,降低尾矿坝的使用年限,同时也会影响尾矿坝的安全。
目前,选矿产品的沉降主要采用各种无机絮凝剂及有机高分子絮凝剂等来实现,通过添加絮凝剂在微粒间实现架桥絮团,加快尾矿颗粒沉降速度。但由于铝土矿选精矿、尾矿的微细特性和高表面电荷特性,颗粒间静电斥力较大,除对絮凝剂的消耗量非常大之外,尾矿浓缩后的底流浓度仍然难以提高,脱水效率较低,溢流的浮游物含量非常高,甚至混浊影响正常生产。
发明内容
本发明的目的是针对目前铝土矿选精矿、尾矿沉降技术的不足,提供一种简单易行、成本低、环境友好的铝土矿选矿产品高效沉降脱水方法,从而解决铝土矿选矿产品的沉降问题,节约水资源,减少尾矿堆放对环境的污染及安全风险,降低生产成本。
本发明的是通过以下技术方案实现的。
一种铝土矿选精矿或尾矿沉降脱水的方法,其特征在于采用两段工艺对精矿或尾矿进行沉降,首先第一段工艺采用絮凝剂在尾矿颗粒的一定动电位下对精矿或尾矿进行快速絮凝和沉降,然后在第二段工艺对一段工艺的溢流采用酸或碱调整微细粒矿物表面电荷和动电位,使溢流中的微细颗粒在静电作用和溶液残留的絮凝剂作用下形成絮团并快速沉降。
本发明的一种铝土矿选精矿或尾矿沉降脱水的方法,其特征在于对弱碱性的正浮选精矿或尾矿在弱碱性或碱性条件下采用絮凝剂快速浓缩,得到高固含底流和低固含的溢流微细粒矿浆,精矿或尾矿一段沉降工艺的弱碱性或碱性条件指pH值为8.0-12.0;絮凝剂为聚丙烯酰胺类、聚丙烯酸类或其它种类絮凝剂,絮凝剂用量为5-500mg/L。
本发明的一种铝土矿选精矿或尾矿沉降脱水的方法,其特征在于将一段沉降工艺的溢流的pH值调至弱酸性或强碱性条件使其再沉降溢流再沉降在pH值为5.0-6.8弱酸性条件下或在pH值为10.0-13.0的强碱性条件下,调解pH值的酸为盐酸、硫酸,调解pH值的碱为氢氧化钠或氢氧化钙、石灰。
本发明的方法,采用采用两段工艺对精矿或尾矿进行沉降,首先第一段工艺采用一定种类和一定用量的絮凝剂在精矿、尾矿颗粒的一定动电位下实现对选矿产品的快速絮凝和沉降,然后在第二段工艺对一段工艺的溢流采用酸或碱等电解质来调整微细粒矿物表面电荷和动电位,使溢流中的微细颗粒在静电作用和溶液残留的絮凝剂作用下形成絮团并快速沉降;
对弱碱性的正浮选精矿或尾矿在弱碱性或碱性条件下采用一定用量的絮凝剂快速浓缩尾矿,得到高固含底流和低固含的溢流微细粒矿浆,尾矿一段沉降工艺的弱碱性或碱性条件指pH值为8.0-12.0;絮凝剂可为聚丙烯酰胺类、聚丙烯酸类或其它种类絮凝剂,絮凝剂用量为5-500mg/L。
将一段沉降工艺的溢流的pH值调至弱酸性或强碱性条件使其再沉降,溢流再沉降在pH值为5.0-6.8弱酸性条件下或在pH值为10.0-13.0的强碱性条件下,调解pH值的酸可为盐酸、硫酸,调解pH值的碱可为氢氧化钠或氢氧化钙;在弱酸性或强碱性条件溢流再沉降时可配合一定用量的絮凝剂。
本发明的方法,首先采用絮凝剂实现对粗粒精矿、尾矿的絮凝和快速沉降,然后采用调整微细粒矿物表面电荷和动电位的方法来实现微细粒的电絮凝沉降。与常规的粗细粒同时沉降的方法存在根本不同。实际上,不同粒径、不同种类的的矿物颗粒在受的重力、静电作用力、范德华作用力等的大小不一样,在铝土矿的选精矿、尾矿中,每个颗粒常常同时含有多种铝硅酸矿物、含铁矿物和其它杂质,导致矿物颗粒表面性质不一样,尤其是粒度和表面电荷不一样。在添加絮凝剂进行絮团沉降时,不同粒径、不同表面元素的矿物表面与絮凝剂产生的作用力也不一样,从而在一定的絮凝剂浓度和某一pH值范围时,部分颗粒快速絮团,而另一部分颗粒则难以形成絮团。常规方法中,为实现微细粒选矿产品和粗粒选矿产品同时沉降,常常需要添加大量的絮凝剂,有时而达不到预想目的,如中州分公司、山东分公司的铝土矿选矿产品的沉降,因有时选矿产品中含有一定浓度的乳化剂,致使选矿产品的微细粒成胶体或乳状液状态而难以沉降。若采用两段法,先采用絮凝剂实现对粗粒尾矿的絮凝和快速沉降,然后对上层悬浮液或溢流在另一沉降设备中采用酸或碱调整微细粒矿物表面电荷和动电位的方法可实现微细粒的快速絮凝沉降。
因此,我们把这种沉降方法称为铝土矿选矿产品的两段沉降法,一段可称为絮凝剂沉降,二段可称为酸碱处理静电絮团沉降。
本发明的一种铝土矿选矿产品的沉降方法,简单易行、成本低、环境友好,通过沉降后的铝土矿选矿尾矿,含水率大大降低,尾矿浓度最高可以提高3-10倍,有利于实现尾矿脱水和再利用,经济效益显著、环保效益明显,具有广泛的应用前景。因此,为了实现铝土矿选尾矿的高效沉降,节约水资源,有效地降低选矿尾矿堆存过程中的环境和安全风险,特提出本发明。
附图说明
附图1是本发明方法的原则工艺流程图。
具体实施方式
一种铝土矿选矿精矿或尾矿的沉降方法,采用采用两段工艺对精矿或尾矿进行沉降,首先对弱碱性的正浮选尾矿,在pH值为8.0-12.0的弱碱性或碱性条件下,在用量为5-500mg/L的聚丙烯酰胺类、聚丙烯酸类或其它种类絮凝剂作用下,在沉降设备沉降处理,得到高固含底流尾矿和低固含的微细粒尾矿浆溢流;将一段沉降工艺的溢流的pH值调至pH值为5.0-6.8弱酸性或pH值为10.0-13.0强碱性条件使其再沉降,调解pH值的酸可为盐酸、硫酸,调解pH值的碱可为氢氧化钠或氢氧化钙;在弱酸性或强碱性条件溢流再沉降时可配合一定用量的絮凝剂。
下面结合实例对本发明作进一步的说明。
实施例1
以中州分公司的铝土矿选矿尾矿为试验矿样,其中-37μm粒级含量为90.5%,-20μm粒级含量为75.6%,-10μm粒级含量为15.3%。
在pH值为9.5、浓度为12.5%的中州分公司生产的铝土矿选矿尾矿矿浆中,添加焦作百泉公司生产的85-2絮凝剂,用量为50g/t,然后采用高效沉降槽对尾矿进行沉降,铝土矿选矿尾矿底流浓度提高到54.6%,溢流浓度为1.5%;溢流进入另一沉降槽,并添加一定用量的氢氧化钠,使其pH值为11.0,经过沉降后的上清液澄清,浮游物含量仅为0.035g/l,回水利用良好。
实施例2
以山东分公司铝土矿选尾矿为试验矿样,其中-37μm粒级含量为93.6%,-20μm粒级含量为84.3%,-10μm粒级含量为45.8%。
在pH值为8.9、浓度为9.8%的铝土矿选矿尾矿矿浆中,添加分子量为500万的聚丙烯酰胺絮凝剂,用量为120g/t,然后采用沉降槽对尾矿进行沉降,铝土矿选矿尾矿底流浓度提高到42.5%,溢流浓度为2.1%;溢流进入另一沉降槽,并添加一定用量的盐酸,使其pH值为5.8,经过沉降后的上清液澄清,浮游物含量仅为0.018g/l,回水利用良好。
实施例3
以广西铝土矿洗尾矿为试验矿样,其中-37μm粒级含量为91.2%,-20μm粒级含量为78.3%,-10μm粒级含量为16.4%。
在pH值为8.2、浓度为7.1%的广西铝土矿洗矿尾矿矿浆中,添加用量为80g/t的聚丙烯酸钠絮凝剂,然后采用沉降槽对尾矿进行沉降,铝土矿选矿尾矿底流浓度提高到42.5%,溢流浓度为2.1%;溢流进入另一沉降槽,并添加一定用量的石灰,使其pH值为10.8,经过沉降后的上清液澄清,浮游物含量仅为0.106g/l,回水利用良好。
实施例4
以中州分公司的铝土矿选精矿为试验矿样,其中-37μm粒级含量为48.5%,-20μm粒级含量为35.6%,-10μm粒级含量为12.2%。
在pH值为9.5、浓度为12.5%的中州分公司生产的铝土矿选精矿矿浆中,添加焦作百泉公司生产的85-2絮凝剂,用量为30g/t,然后采用高效沉降槽对精矿进行沉降,铝土矿选精矿底流浓度提高到65.2%,溢流浓度为2.3%;溢流进入另一沉降槽,并添加一定用量的氢氧化钠,使其pH值为10.8,经过沉降后的上清液澄清,浮游物含量仅为0.026g/l,回水利用良好。
Claims (3)
1.一种铝土矿选精矿或尾矿沉降脱水的方法,其特征在于采用两段工艺对铝土矿选精矿或尾矿进行沉降,首先第一段工艺为在铝土矿选精矿或尾矿浆中加入絮凝剂,在-100-0mV的动电位下,实现铝土矿选精矿或尾矿颗粒的快速絮凝和沉降;然后在第二段工艺对一段工艺的溢流采用酸或碱电解质来调整微细粒矿物表面电荷和动电位,使溢流中的微细颗粒在静电作用和溶液残留的絮凝剂作用下形成絮团并快速沉降;对弱碱性的正浮选精矿或尾矿在弱碱性或碱性条件下采用絮凝剂快速浓缩,得到高固含底流和低固含的溢流微细粒矿浆,精矿或尾矿一段沉降工艺的弱碱性或碱性条件指pH值为8.0-12.0;絮凝剂为聚丙烯酰胺类或聚丙烯酸类絮凝剂,絮凝剂用量为5-500mg/L。
2、根据权利要求1所述的一种铝土矿选精矿或尾矿沉降脱水的方法,其特征在于将一段沉降工艺的溢流的pH值调至弱酸性或强碱性条件使其再沉降,溢流再沉降在pH值为5.0-6.8弱酸性条件下或在pH值为10.0-13.0的强碱性条件下,调解pH值的酸为盐酸、硫酸,调解pH值的碱为氢氧化钠、氢氧化钙或石灰。
3、根据权利要求1所述的一种铝土矿选精矿或尾矿沉降脱水的方法,其特征在于在弱酸性或强碱性条件溢流再沉降时配合用量1-100mg/L的絮凝剂。
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN200710179634A CN100589882C (zh) | 2007-12-17 | 2007-12-17 | 一种铝土矿选精矿或尾矿的沉降脱水方法 |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN200710179634A CN100589882C (zh) | 2007-12-17 | 2007-12-17 | 一种铝土矿选精矿或尾矿的沉降脱水方法 |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
CN101181701A CN101181701A (zh) | 2008-05-21 |
CN100589882C true CN100589882C (zh) | 2010-02-17 |
Family
ID=39447205
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
CN200710179634A Active CN100589882C (zh) | 2007-12-17 | 2007-12-17 | 一种铝土矿选精矿或尾矿的沉降脱水方法 |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
CN (1) | CN100589882C (zh) |
Families Citing this family (12)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN103212223B (zh) * | 2012-06-12 | 2016-06-15 | 潘明友 | 一种精矿脱水工艺及装置 |
CN102755783B (zh) * | 2012-07-15 | 2014-01-29 | 河南东大矿业股份有限公司 | 一种铝土矿正浮选脱硅尾矿浆固液分离组合装置 |
CN102806137B (zh) * | 2012-09-12 | 2014-07-30 | 中国地质科学院矿产综合利用研究所 | 一种处理含硫铝土矿的方法 |
CN102962140A (zh) * | 2012-11-29 | 2013-03-13 | 中国铝业股份有限公司 | 一种铝土矿的选矿方法 |
CN103316760B (zh) * | 2013-06-09 | 2016-04-20 | 云南文山铝业有限公司 | 对铝土矿洗矿尾矿进行处理的方法 |
CN103272704B (zh) * | 2013-06-14 | 2015-05-20 | 长沙矿冶研究院有限责任公司 | 选择性絮凝脱泥选矿工艺产出泥浆的处理方法及选择性絮凝脱泥选矿工艺 |
CN103977883B (zh) * | 2014-04-28 | 2017-01-25 | 武汉钢铁(集团)公司 | 一种适用于多雨潮湿地区尾矿的干堆方法 |
CN103934118B (zh) * | 2014-05-05 | 2016-08-31 | 河南东大矿业股份有限公司 | 一种铝土矿选矿水循环回用方法 |
CN104722395A (zh) * | 2015-02-13 | 2015-06-24 | 湖北鑫鹰环保科技股份有限公司 | 一种能加快超细粒尾矿絮凝沉降的混合絮凝剂及其应用 |
NO20200292A1 (en) * | 2020-03-11 | 2021-09-13 | Norsk Hydro As | Method and System for Long-Term Management of Bauxite Mining Tailings |
CN114918046A (zh) * | 2022-04-28 | 2022-08-19 | 中国铝业股份有限公司 | 一种高硫铝土矿的脱硫方法 |
CN116813276B (zh) * | 2023-06-30 | 2024-04-12 | 金徽矿业股份有限公司 | 一种高效制备快强尾砂充填膏体材料的方法 |
Citations (4)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN1621158A (zh) * | 2004-12-28 | 2005-06-01 | 中国铝业股份有限公司 | 一种铝土矿选精矿矿浆液固分离方法 |
CN1621159A (zh) * | 2004-12-28 | 2005-06-01 | 中国铝业股份有限公司 | 一种铝土矿浮选尾矿沉降方法 |
CN1830574A (zh) * | 2006-04-12 | 2006-09-13 | 中南大学 | 一种铝土矿铝硅矿物分离方法 |
CN1947851A (zh) * | 2006-11-03 | 2007-04-18 | 北京矿冶研究总院 | 一种用于铝土矿反浮选的选择性絮凝剂及其使用方法 |
-
2007
- 2007-12-17 CN CN200710179634A patent/CN100589882C/zh active Active
Patent Citations (4)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN1621158A (zh) * | 2004-12-28 | 2005-06-01 | 中国铝业股份有限公司 | 一种铝土矿选精矿矿浆液固分离方法 |
CN1621159A (zh) * | 2004-12-28 | 2005-06-01 | 中国铝业股份有限公司 | 一种铝土矿浮选尾矿沉降方法 |
CN1830574A (zh) * | 2006-04-12 | 2006-09-13 | 中南大学 | 一种铝土矿铝硅矿物分离方法 |
CN1947851A (zh) * | 2006-11-03 | 2007-04-18 | 北京矿冶研究总院 | 一种用于铝土矿反浮选的选择性絮凝剂及其使用方法 |
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
CN101181701A (zh) | 2008-05-21 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
CN100589882C (zh) | 一种铝土矿选精矿或尾矿的沉降脱水方法 | |
AU2007253480B2 (en) | Suppression of dust | |
CN101890398B (zh) | 一种具有多种功能的选矿药剂及其应用方法 | |
CN102755783B (zh) | 一种铝土矿正浮选脱硅尾矿浆固液分离组合装置 | |
CN106977009B (zh) | 一种锂辉石浮选尾矿水的快速处理回用方法 | |
CN102641789A (zh) | 一种混合絮凝剂及应用其进行钼矿浮选尾矿沉降的方法 | |
CN102319614A (zh) | 山东地区选铁尾矿中回收钛铁矿的选矿方法 | |
CN204848391U (zh) | 一种磁种絮凝外加磁场辅助煤泥水沉降澄清的装置 | |
CN103301679A (zh) | 一种尾矿脱水方法 | |
CN102311217A (zh) | 一种疏浚淤泥造粒和脱水工艺 | |
CN104803504A (zh) | 一种新型脱硫废水处理工艺 | |
CN101156996A (zh) | 一种铝土矿选矿尾矿的沉降方法 | |
CN107352678A (zh) | 泥砂回收再利用工艺 | |
CN101367589A (zh) | 造纸厂涂布颜料回收利用工艺 | |
CN100593441C (zh) | 一种铝土矿选矿洗矿尾矿堆存的方法 | |
US11738292B2 (en) | Terpolymers for oil sands tailings treatment | |
CN101708487A (zh) | 一种选矿尾矿酸化利用的方法 | |
CN103977883A (zh) | 一种适用于多雨潮湿地区尾矿的干堆方法 | |
CN103272704B (zh) | 选择性絮凝脱泥选矿工艺产出泥浆的处理方法及选择性絮凝脱泥选矿工艺 | |
CN101805085A (zh) | 一种铝土矿反浮选脱泥废水的处理方法 | |
ZA200603336B (en) | Metals/minerals recovery and waste treatment process | |
Rahman | Dewatering of phosphatic clay waste by flocculation | |
CN103506226B (zh) | 高硫铝土矿反浮选产物高效脱水工艺 | |
CN102887573B (zh) | 交变电场弱化煤泥颗粒间水化斥力促进团聚的方法 | |
CN111729395B (zh) | 一种铝土矿尾矿的干排回填工艺 |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
C06 | Publication | ||
PB01 | Publication | ||
C10 | Entry into substantive examination | ||
SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
C14 | Grant of patent or utility model | ||
GR01 | Patent grant |