首页 | 本学科首页   官方微博 | 高级检索  
相似文献
 共查询到20条相似文献,搜索用时 62 毫秒
1.
含蛇纹石脉石的硫化铜镍矿是我国镍资源的主要来源。蛇纹石质软,易泥化,在硫化铜镍矿浮选常用的弱碱性pH区间,脉石矿物蛇纹石表面荷正电,而硫化矿物表面荷负电,二者之间存在较强的静电吸引作用,容易发生异相凝聚。异相凝聚导致蛇纹石矿泥罩盖在硫化矿物表面,抑制了硫化矿物的浮选。脱附硫化矿物表面罩盖的蛇纹石矿泥是提高该类型硫化铜镍矿回收率的关键。脱附罩盖矿泥的方法有化学脱附法和物理脱附法。化学脱附法是利用六偏磷酸钠、碳酸钠、羧甲基纤维素、水玻璃等化学药剂改变蛇纹石表面电性,使蛇纹石与硫化矿物之间的相互作用由吸引变为排斥,从而消除蛇纹石对硫化矿物的抑制作用。物理脱附法是利用流体力场和超声外场的作用脱附硫化矿物表面罩盖的蛇纹石矿泥,消除蛇纹石对硫化矿物的抑制作用。根据该类型硫化铜镍矿的矿石特点及相关理论研究开发的酸法浮选、脱泥浮选等浮选技术,取得了较好的选别效果。  相似文献   

2.
岩浆型硫化铜镍矿浮选概述   总被引:1,自引:0,他引:1  
针对影响硫化铜镍矿浮选指标的各种因素,结合实例一一阐述了硫化铜镍矿难选的原因、铜镍矿浮选药剂及其种类对浮选效果的影响、铜镍主要浮选流程、氧化镁对其浮选的影响、选矿设备对铜镍回收指标的影响等。  相似文献   

3.
磨矿过程对硫化铜镍矿石浮选存在影响,本文对相关研究进行了综述。研究表明,磨矿介质的尺寸、外形及配比、介质的材质、磨矿环境等因素均会影响磨矿产品的粒度组成及表面性质,进而影响后续的浮选。在改变磨矿过程操作参数时,应结合具体的矿石性质进行调整,以获得良好的浮选指标。  相似文献   

4.
工业生产浮选操作水平是影响浮选指标的重要因素之一。中矿循环量、浮选机充气量、矿浆液位、泡沫冲洗水量等是浮选作业的关键工艺参数,浮选操作过程中应勤于观察浮选槽中泡沫性质的变化,并及时进行工艺参数调整,保证浮选作业的高效、稳定。  相似文献   

5.
在通过单矿物浮选试验、Zeta电位测试考察pH值及捕收剂用量对蛇纹石和黄铜矿浮选回收率影响的基础上,采用人工混合矿浮选试验考察蛇纹石含量与粒度对黄铜矿回收率的影响,并对其机理进行分析。结果表明,蛇纹石与黄铜矿的零电点分别为9.7和5.4,随着矿浆pH值的增大,蛇纹石和黄铜矿的ζ电位电负性增强;pH值为7时,丁基钠黄药用量对蛇纹石回收率影响不大,最高为12.3%,黄铜矿回收率随丁基钠黄药用量的增加呈现先上升后下降的趋势,最高为88.03%;颗粒之间的吸附是造成黄铜矿与蛇纹石浮选过程中交互影响的重要原因,蛇纹石的含量以及粒度很大程度上影响了黄铜矿的浮选质量。  相似文献   

6.
某硫化铜镍矿浮选试验研究   总被引:6,自引:0,他引:6  
根据该硫化铜镍矿的工艺矿物学特点,采用阶段磨矿、阶段浮选、两点出精矿的选矿流程。闭路试验表明,当原矿品位为Ni0.68%、Cu0.534%时,所获镍精矿镍、铜品位均大于3.5%,回收率分别大于60%、76%。  相似文献   

7.
朝鲜某地硫化铜镍矿浮选试验研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
为了给开发朝鲜某地硫化铜镍矿石提供依据,在工艺矿物学研究的基础上,对该矿石进行了浮选试验。试验结果表明,在-0.074 mm占75%的磨矿细度下,经过1次粗选、3次精选、4次扫选,可以得到适合电炉熔炼的合格铜镍混合精矿,精矿镍品位为5.16%,镍回收率为92.13%,铜品位为1.94%,铜回收率为97.47%。  相似文献   

8.
硫化铜镍矿浮选尾矿处理工艺探索   总被引:1,自引:0,他引:1  
利用重选一浮选一磁选联合工艺对硫化铜镍浮选尾矿进行进一步处理,综合回收尾矿中的镍、铁等有价金属.该项研究开拓了硫化铜镍矿山浮选尾矿综合利用的新思路,为金属矿山在资源综合回收与利用方面提供了一种有益的尝试.  相似文献   

9.
针对金平白马寨镍矿中贫镍矿石因含滑石高而难选的问题,在工艺矿物学研究基础上,提出了贫镍矿脱泥-浮选新工艺,并在此基础上开发了全泥强化浮选工艺,大幅度提高了金平白马寨难选贫镍矿的选矿技术指标。镍精矿品位在3%左右,镍选矿回收率提高到75%~80%,铜总回收率达到90%以上。  相似文献   

10.
矿物浮选造成了大量淡水资源的消耗,利用海水选矿是解 决淡水资源短缺的一个有效途径。目前,海水选矿只应用在干旱缺水的沿海地区,不同地区不同矿床的矿 物存在基因特性差异。海水对矿物浮选的影响与矿物的基因特性密切相关,利用基因矿物加工技术研究两者之间 的关系有重要意义。综述了海水选矿在国内外的应用现状,介绍了海水对浮选的影响及其作用机理的研究进展, 包括海水对矿物界面水结构、矿物颗粒和气泡的性质、颗粒与颗粒间、颗粒与气泡间相互作用的影响。指出海水对 矿物浮选的影响是一个复杂的过程,海水能够减小气泡尺寸、增强泡沫稳定性及减弱矿泥的罩盖从而对矿物浮选产 生有利作用,然而 Mg2+、Ca2+离子在高碱度的矿浆中水解生成亲水性的羟基络合物或氢氧化物沉淀黏附在矿物表面 造成矿物表面疏水性下降,又会抑制某些金属硫化矿物的浮选。选择合适的浮选药剂能够削弱海水对浮选的不利 影响。关键词  相似文献   

11.
硫代硫酸盐浸金体系研究进展   总被引:3,自引:0,他引:3       下载免费PDF全文
根据催化氧化剂的不同,将硫代硫酸盐浸金体系分为标准铜氨体系与非铜氨体系,并对这两大浸金体系进行了综述。论述了标准Cu2+-NH3-S2O2-3体系中硫代硫酸根、氨、铜离子以及氧气等因素在该体系下的具体作用及影响;非铜氨体系中Cl--NH3-S2O2-3、Ni2+-NH3-S2O2-3、Cu2+-en-S2O2-3和Fe3+-(C2O4)2--S2O2-3浸金体系的概述、原理和优缺点等。  相似文献   

12.
某难选金矿的选矿试验研究   总被引:4,自引:0,他引:4  
针对云南某金矿载金矿物与脉石矿物呈微细粒嵌布,浮选细磨中产生大量次生矿泥,加之原矿有部分易于泥化的粘土矿物,给选别造成困难的特点.采取添加混合分散剂分散矿泥,利用组合捕收剂的协同效应强化浮选过程,经过一粗二扫二精的工艺流程,取得金精矿品位95.67g/t、回收率87.73%的较好分选指标.  相似文献   

13.
某金矿石中金的浮选及氰化浸出试验   总被引:5,自引:0,他引:5  
辽宁某金矿石因载金硫化矿物浸染粒度细并与脉石矿物共生密切以及矿石中易泥化矿物含量高而较为难选。对该矿石进行浮选试验,结果表明,在-200目占95.3%的磨矿细度下,以碳酸钠为调整剂、丁基黄药+丁铵黑药为捕收剂、2号油为起泡剂,获得的浮选精矿金品位为77.1 g/t,金回收率79.58%。进一步对浮选尾矿进行氰化浸出,可获得82.20%的作业金浸出率,从而使金的总回收率达到96.37%。对原矿直接氰化浸金进行探索,结果表明,金的浸出率仅为80.41%。  相似文献   

14.
董洁  曹亦俊  刘洋  黄根 《金属矿山》2011,40(6):93-96
山东某金矿选厂在破碎段经洗矿、分级、浓缩脱出的矿泥含金量与原矿相当,但粒度过细,进入浮选系统后会恶化浮选过程。为此,分别采用浮选机和旋流-静态微泡浮选柱对该矿泥进行了单独浮选试验。试验结果表明,矿泥经浮选机1粗1精2扫选别,可获得平均金品位为90.73 g/t、平均金回收率为77.91%的合格精矿,经旋流-静态微泡浮选柱1粗1精选别,可获得平均金品位为98.43 g/t、平均金回收率为87.93%的合格精矿,旋流-静态微泡浮选柱不仅选别指标明显优于浮选机,而且可比浮选机减少2次扫选作业。  相似文献   

15.
云南某含镍蛇纹石矿硫酸搅拌浸出的研究   总被引:2,自引:0,他引:2  
对云南某地蛇纹石型含镍红土矿进行了常压搅拌浸出试验研究,通过试验得出了浸出的最佳工艺条件:硫酸用量0.4kg/kg试样、矿浆浓度33.33%、温度95℃、时间120min,在此条件下,搅拌浸出2h后镍和钴的浸出率可分别达到74%和78%.  相似文献   

16.
何家岩原生金矿石中,金及金的载体矿物粒度微细,采用常规氰化浸出,金浸出率仅23%左右。对浮选金精矿采用细菌预氧化—氰化浸出工艺,金浸出率可达到92.73%。因此,采用浮选—浮选金精矿细菌预氧化—氰化浸出是处理该矿石较为适宜的工艺。  相似文献   

17.
内蒙古某浸金尾矿的综合利用研究   总被引:2,自引:0,他引:2  
内蒙古某浸金尾矿中含有铜、铅、锌等有价元素,为了充分利用矿产资源,对该浸金尾矿进行了选矿试验研究。结果表明,新型调整剂FL3能够去除浸金尾矿中对铜、锌矿物有强烈抑制作用的CN-,活化被CN-抑制的有用矿物,实现铜、铅、锌的综合回收。  相似文献   

18.
云南某金矿矿石金主要以微细粒显微金和次显微金的形式富集在黄铁矿和毒砂等矿物中。原矿石中矿泥含量较多,而且含有部分粘土矿物,在磨矿过程中会产生大量的次生矿泥,对金回收产生不利影响。针对云南某金矿含泥量较高的特性,开展了可选性试验研究。试验选用水玻璃做矿泥的抑制剂,采用常规工艺流程,获得了金精矿金品位63.8g/t、金回收率92.8%的较好指标。  相似文献   

19.
洛阳某金矿石金含量达4.15 g/t,但金嵌布粒度细,且多以黄铁矿包体金形式存在,暴露解离较为困难,会影响金的回收。为给该矿石的开发利用提供依据,对其进行了选矿试验研究。在磨矿细度为-0.074 mm占66%条件下,经1粗2精2扫、中矿顺序返回闭路浮选,获得的金精矿金品位为52.25 g/t、回收率为85.90%,但尾矿仍含0.625 g/t的金。为提高金回收率,对原闭路浮选中间产品进行了分析,发现扫选1精矿中含有较多未单体解离的黄铁矿。为此,在原闭路浮选流程基础上,增加扫选1精矿再磨作业(-0.043 mm占68%),重新进行了闭路试验,最终获得了金精矿金品位为57.40 g/t、金回收率90.88%,尾矿含金0.4 g/t的指标,较原闭路浮选指标明显提高,证明中矿再磨是提高该金矿石选别指标的有效手段。  相似文献   

20.
Understanding the interaction between valuable and gangue minerals is of both fundamental and practical importance in the field of flotation. In this study, we investigated the interactions between valuable (i.e. pentlandite) and gangue minerals (i.e. serpentine, olivine, and magnesite) in an aqueous solution by directly measuring the zeta potential distributions. In addition, interaction force measurements using an atomic force microscope (AFM) were performed between a silicon nitride tip and gangue mineral surfaces, and the classical Derjaguin–Landau–Verwey–Overbeek (DLVO) theory was used to fit the interaction force between the silicon nitride tip and gangue mineral surfaces. In the case of serpentine and pentlandite mixture system at pH 10.1, only a single zeta potential distribution was obtained, as compared to two distinct distributions for the two individual minerals, indicating an attractive interaction is present between the two minerals. For olivine and pentlandite mixture system, a single distribution with two distinct spikes was obtained in the zeta potential distribution of the mixture, indicating repulsive interaction between the two minerals. Similarly, a single distribution with two distinct spikes was also observed in the zeta potential distribution of magnesite and pentlandite mixture system, indicating repulsive interaction between the two minerals. Repulsive interaction between silicon nitride tip and olivine surface, and slight attractive interaction between silicon nitride tip and magnesite surface, were observed and consistent with the DLVO model. The zeta potential and AFM force measurements show good agreement regarding the surface charge properties and interactions of the minerals, and provide complementary information and new insights into the interaction mechanism of valuable and gangue minerals.  相似文献   

设为首页 | 免责声明 | 关于勤云 | 加入收藏

Copyright©北京勤云科技发展有限公司  京ICP备09084417号