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相似文献
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1.
本文介绍了亚硫酸对紫硫镍铁矿的浮选作用及对金川难选贫镍矿的试验结果。从各类型矿石浮选动力学研究所获得的速度模式((?)/t=κε b)发现:亚硫酸显著地活化紫硫镍铁矿的浮选,并为各行线矿样浮选结果呈现的规律性所证实,回收率可提高8~15%。沉降试验查明矿浆有絮凝现象,亚硫酸对金川贫镍矿有显著的抗絮分散效能。这主要是亚硫酸对蛇纹石(主要脉石矿物)起作用的结果。试验初步证实,亚硫酸活化紫硫镍铁矿的机理可用下式表示:(Ni,Fe)_3S_4]2Fe(OH)_3 2H_2SO_3→(Ni,Fe)_3S_4] 2Fe~(2 )SO_2~(2-) SO_4~(2-) 5H_2O难选混合矿样(含镍0.58%)使用亚硫酸的最终试验获得品位为3.75%Ni,回收率65.4%的精矿,超过了美国同类型矿石选矿厂的指标,达到了“全国科技发展规划重点项目(草案)”规定的1985年的指标。此外,低浓度SO_2气体吸收试验表明,利用冶炼厂废气用水吸收生产亚硫酸是可能的。  相似文献   

2.
以煤油作为辉钼矿的主要捕收剂,以气溶胶形式进行加药,进行了煤油用量实验、浮选时间实验、pH值和磨矿细度影响实验,研究采用气溶胶浮选技术提高某铜钼矿钼回收率.气溶胶浮选技术可使铜钼混合浮选阶段钼回收率提高3%,且浮选时间缩短20%左右;在相同的回收率下,气溶胶浮选法使用的煤油用量可节省40%;气溶胶浮选的最佳磨矿细度为0.074mm占65%,浮选矿浆最佳pH值为9.与传统浮选工艺相比,气溶胶浮选技术具有浮选效率高、药剂用量少等特点,在低品位难选矿石浮选方面具有一定优势.  相似文献   

3.
介绍了一种处理难选铁矿石磁选精矿的直接反浮选工艺.采用XRD,SEM和EDS等手段对原矿、精矿和尾矿的形貌及矿物组成进行了表征,重点探讨了分离过程中矿物的分散特征,为含碳酸盐难选铁矿石磁选精矿的直接反浮选技术提供理论基础.研究结果表明,采用添加分散剂直接反浮选技术可以获得合格铁精矿;有用铁矿物和脉石矿物细颗粒无选择性粘附在有用铁矿物和脉石粗颗粒表面,是造成铁矿石分离困难的主要原因;分散剂的加入有利于颗粒分散,从而实现了有用铁矿物与脉石矿物的选择性分离.  相似文献   

4.
针对镍黄铁矿和蛇纹石浮选难分离,提出采用磁罩盖法进行磁分离.结果表明,控制一定的矿浆物化条件,随着磁种磁铁矿的添加,镍黄铁矿的磁选回收率随之升高,而蛇纹石的回收率基本保持很低,可实现两者的良好分离.人工混合矿分离结果表明,磁种质量分数为5%时,获得的精矿Ni品位为19.89%,回收率为92.46%,MgO质量分数为4.72%;X射线衍射和扫描电镜分析结果显示磁铁矿在镍黄铁矿表面产生了罩盖,在蛇纹石表面未产生明显的罩盖;Zeta电位测试和DLVO理论计算结果表明,添加六偏磷酸钠后,蛇纹石表面电性由正变负,而对镍黄铁矿和磁铁矿表面电性未产生显著影响,从而使磁铁矿与蛇纹石间的相互作用变为排斥,而与镍黄铁矿之间仍为吸引,因而磁铁矿选择性罩盖在镍黄铁矿表面,增强其磁性,实现与蛇纹石的磁分离.  相似文献   

5.
针对细粒煤泥浮选效率低的问题,设计了一种新型溶气浮选装置。以七台河煤样为研究对象,进行了溶气压力、矿浆浓度和药比为主要影响因素的溶气浮选正交实验,确定总用药量为1.8 kg/t、溶气压力为0.4 MPa、矿浆浓度为20 g/L、药比为3∶1的最优操作条件;进行溶气浮选与传统浮选的对比实验,分析两种不同浮选产品的粒度组成。结果表明:相同的浮选实验条件下,溶气浮选与传统浮选相比,精煤灰分降低了0.42%,浮选精煤产率、浮选完善指标、可燃体回收率分别提高了4.70%、5.18%、6.12%。细粒煤泥的溶气浮选效果优于传统浮选。  相似文献   

6.
针对蛇纹石易与镍黄铁矿形成异质凝聚而影响其浮选分离的问题,提出添加钠长石改善镍黄铁矿和蛇纹石浮选分离效果并研究钠长石的影响机制.单矿物及人工混合矿浮选试验结果表明,添加钠长石后镍黄铁矿的浮选回收率可从44%提高至81%,表明钠长石的添加削弱了蛇纹石与镍黄铁矿之间的异质凝聚,并增强了镍黄铁矿的可浮性.浊度测量、Zeta电位测试、SEM-EDS测试、吸附量测试以及DLVO理论计算结果表明,钠长石在特定pH条件下荷强负电,且负电性强于镍黄铁矿,更易与荷正电的蛇纹石颗粒通过静电引力形成异质凝聚,从而减弱了蛇纹石在镍黄铁矿表面的黏附,改善了镍黄铁矿的可浮性,使镍黄铁矿可浮性得以提升、回收率大幅提高,进而实现其与蛇纹石的有效分离.  相似文献   

7.
腐殖酸钠在铜硫矿石浮选中的作用机理   总被引:4,自引:0,他引:4  
在铜硫分选过程中,采用常规的石灰法对极低品位铜分选,往往不能奏效,而添加适量的钠,在浮选原矿伴生含铜0.084%的情况下,可取得铜精矿含铜18%以上,铜回收率达48%以上的指标。在试验研究的基础上,对腐殖酸钠在极低品位铜浮选过程中的作用机理进行了探讨。  相似文献   

8.
在本研究中硫化铜矿石无捕收剂浮选取得了与加捕收剂浮选相同的选别指标,含铜1.88%的浸染铜矿无捕收剂浮选小型闭路试验,获得品位26.15%,回收率95.3%的铜精矿。研究结果表明,无捕收剂浮选中,黄铜矿的浮选速率比黄铁矿高,对铜-硫矿石的优先浮选有利;氧化还原电位较高的矿浆中容易实现硫化铜矿石的无捕收剂浮选;黄铜矿在酸性或碱性矿浆中的可浮性都比在自然pH状态下好;用石灰调浆能获得硫化铜矿浮选所需的pH值和稳定、适宜的氧化还原电位,对黄铁矿又有较好的抑制作用;加入硫化钠时,矿浆的氧化还原电位相应降低,但当充空气浮选时,随即上升为较高的氧化还原电位,适合于无捕收剂浮选,本研究不用硫化钠处理,也能实现硫化铜矿石无捕收剂浮选。  相似文献   

9.
研究了几种有代表性的捕收剂在不同矿浆pH值和捕收剂用量条件下,对人工合成的铌铁矿的捕收效果。试验结果表明双膦酸是铌铁矿的良好捕收剂,铌铁矿的回收率在双膦酸用量为140 mg/L且矿浆pH<5.0时,大约在84.24%~91.17%之间。而且对不同捕收剂的选择性和捕收性能的顺序进行了排列。同时用IAS和XPS检测和分析了双膦酸对铌铁矿的作用机理。IAS检测结果显示双膦酸在铌铁矿表面发生了吸附。XPS检测结果表明经双膦酸处理后的铌铁矿的P_(2p)峰位键合能变化了2.85eV。这证明了该吸附主要为化学吸附。图9,参12。  相似文献   

10.
利用氧气吹炼镍锍直接得金属镍,其关键在于去锍保镍。本文利用选择性氧化原理,提出氧化转化温度的概念。热力学分析指出,去硫保镍的条件是: 1、镍锍熔体用O_2开吹的温度必须超过该组成硫、镍氧化的转化温度;对含硅20-25%的镍硫,其开吹温度不能低于1350-1400℃。 2、随着熔体中硫含量的减少,相应地硫、镍氧化的转化温度随之增高。吹炼操作必须迅速进行,以保证熔池温度上升的速度永远高于转化温度增高的速度。 硫、镍氧化的转化温度可用一步法按下列反应 [S] 2NiO_((s))=2[Ni] SO_2进行计算。 热力学分析又指出: 1.镍锍内含铜全部留在熔体之内,在吹炼过程中不被氧化。 2.镍锍中的铁最易被氧化,但当降低到0.8—1.0%后即不能被氧化而以残铁留在熔体之内。 3.镍铳含钴如小于1%也将留在熔体之内。 通过在卡尔多斜吹旋转炉进行的半工业吹炼实验,在采用上列热力学推论得出的去硫保镍条件下,硫能顺利地降到1—2%,充分地证明了理论成功地指导了实践,克服在初期探索性试验中遇到大量镍氧化的困难。在吹炼末期,由于熔体中硫的扩散速度减慢,熔池表面逐渐有NiO层累积。采用不吹氧空转还原,可进一步去硫而提高镍的回收率。镍的直接回收率大于90%,而总回收率大于95%。镍的主要损失来自高温下镍及其氧化物的挥发 熔  相似文献   

11.
在pH值7.5~8的条件下,研究了疏水絮凝浮选新工艺处理难选细粒氧化锑工业矿石。研究证明,当细粒氧化锑浮选在给矿品位为1.97%,氧化率为87%时,可获得精矿品位为17%~19%,回收率为70%~74%的氧化锑精矿,这与现在工厂所用摇床选收比较,精矿品位提高了5%,回收率增加约50%。  相似文献   

12.
采用一级动力学模型研究粒度低于38μm的微细粒辉钼矿在不添加或者添加柴油时的浮选动力学。研究结果表明:不添加柴油时微细粒辉钼矿的浮选速率常数小,浮选回收率低;而在添加柴油的体系中,柴油用量的增加可以增大疏水团聚体的粒径,提高浮选速率常数,从而增大微细粒辉钼矿的浮选效率;矿浆pH对微细粒辉钼矿浮选速率的影响较大,在酸性和中性pH条件下,辉钼矿的浮选速率常数明显大于碱性条件下的速率常数;在柴油体系中,降低pH会促进辉钼矿颗粒的聚集行为,但聚集程度增加不大,从而引起辉钼矿浮选回收率增加不明显;适当增大搅拌转速也可以促进微细粒辉钼矿的聚团行为,增大团聚体的平均粒径,提高其浮选速率常数和浮选回收率;微细粒辉钼矿与柴油油滴之间相互作用力以疏水引力为主。  相似文献   

13.
在研究福建省某钼矿厂难选低品位钼中矿性质基础之上,通过高效捕收剂、组合抑制剂的优化配伍,结合浮选与重选技术,实现了该钼矿物的高效综合利用,得出合理的浮选流程结构与药剂制度和最佳的重选工艺参数.浮选钼精矿产品品位为45.14%,回收率达到64.7%,钼浮选尾矿由重选可分别获得硫精矿和重选钼精矿,其中重选钼精矿产品品位为3.17%,回收率达到17.2%,整个流程中钼总回收率达到81.9%.  相似文献   

14.
AO捕收剂浮选稀缺难浮煤实验   总被引:1,自引:0,他引:1  
针对稀缺难浮煤浮选回收率偏低的情况,研制一种AO浮选捕收剂。通过浮选实验和润湿热实验,比较AO捕收剂、煤油、柴油对稀缺难浮煤的浮选效果、浮选速度及三种药剂与难浮煤泥作用的润湿热。结果显示:AO捕收剂浮选稀缺难浮煤的最佳操作指标为,捕收剂与起泡剂质量配比3∶1、捕收剂与起泡剂总用量1.28 kg/t、矿浆浓度75 g/L;在精煤灰分大致相同的情况下,AO捕收剂的浮选精煤产率比煤油、柴油分别提高了11.33%和14.94%,浮选完善指标分别提高了6.18%和8.09%;AO捕收剂的浮选速度最快,与煤样作用的润湿热最大。验证性浮选实验结果进一步证明AO捕收剂是一种理想的难浮煤用浮选药剂,具有实际应用价值。  相似文献   

15.
本文给出了有、无硫化钠存在时,黄铜矿和黄铁矿的无捕收剂浮选行为。研究表明,黄铜矿具有良好的自诱导可浮性,浮选的电位范围和pH范围较宽;弱酸性和碱性介质中,黄铁矿自诱导浮选差,没有任何可浮电位范围。然而,硫化钠的添加,明显促进了黄铁矿的无捕收剂浮选。天然矿石浮选试验表明,自诱导和硫诱导浮选技术能够有效地浮选和分离黄铜矿和黄铁矿。通过HS~-离子吸附量的测定、矿物表面中性硫量提取分析、矿浆电位测试和量子化学计算,较详细地研究了黄铜矿和黄铁矿无捕收剂浮选的机理。研究结果表明,矿物表面中性硫是主要疏水体。  相似文献   

16.
通过黄铜矿和镍黄铁矿单矿物、混合矿和金川二矿区铜镍硫化矿矿石三产品浮选分离试验,证明在碱性矿浆中,用Z-200作捕收剂,HA和石灰作组合抑制剂,可有效地浮选分离黄铜矿和镍黄铁矿。  相似文献   

17.
研究了减性介质中硫化钠作还原电位调整剂时砷黄铁矿的无捕收剂浮选,即硫化钠诱导浮选。普通还原剂S_xO_y~(2-)(如S_2O_4~(2-)、S_2O_3~(2-)、SO_3~(2-))调控矿浆电位时,砷黄铁矿无捕收剂浮选行为较差;而用硫化钠调控电位时,浮选行为明显得到改善,矿浆电位下限降低。这表明HS~-离子在降低矿浆电位同时,还能增加砷黄铁矿表面的疏水性。通过矿浆电位测量,HS~-离子在砷黄铁矿表面吸附量测定,中性硫的溶剂提取-化学分析,研究了HS~-离子的上述两种作用。结果表明,砷黄铁矿经硫化钠调浆后矿浆的铂电极静电位丁降不大,HS~-离子能在砷黄铁矿表面发生电化学吸附而生成疏水中性硫。  相似文献   

18.
本文对山西省乡宁境内风化型红铁矿提供了选别的可能性,合理的选矿方法及可能达到的选别指标。进行了多种方法试验:正浮选、反浮选、絮凝反浮选、重选、磁选、焙烧——磁选以及上述方法的联合。在试验基础上提出了四种流程以及选别指标,指出了选别这种矿石的可能方法是焙烧—磁选法。在保持一定指标的前提下部份回收赤铁矿、褐铁矿时,可能的选别方法是洗矿一重选法。本文并对流程中一些问题进行了讨论。  相似文献   

19.
在乙硫氮浮选体系下,研究了小分子有机抑制剂2,3-二羟基丙基二硫代碳酸钠(SGX)对黄铜矿和方铅矿可浮性的影响,并通过动电位测试和红外光谱分析,探讨了SGX与两种矿物表面的相互作用机理.单矿物浮选试验结果表明:在整个pH值范围内,SGX对黄铜矿的浮选有一定的促进作用,而对方铅矿有强的抑制作用;随着SGX质量浓度的增加,方铅矿的回收率迅速下降,而黄铜矿的回收率有小幅度的增加.人工混合矿浮选试验结果表明,当矿浆pH值为6,SGX质量浓度为19g/L时,可得到较好的分离效果,精矿中铜的质量分数和回收率分别为2966%和8523%.动电位和红外光谱测试分析结果表明SGX与方铅矿之间的吸附能力明显强于黄铜矿.  相似文献   

20.
通过多元素分析,物相分析,扫描电子显微镜等检测,发现镍钼矿中的钼主要赋存于胶硫钼矿中,S∶Mo原子个数比介于2.72~2.94之间,且胶硫钼矿与黄铁矿,镍黄铁矿共生关系密切。通过闭路浮选试验,可以获得含Mo质量分数为10.55%,回收率为84.06%的精矿,精矿中钼质量分数95.54%以胶硫钼矿存在。  相似文献   

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