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为研究矿物在旋流-静态微泡浮选柱旋流段的分布规律,采用不同的浮选体系:正浮选采用黄铁矿-石英(目的矿物为重矿物)体系;反浮选采用磁铁矿-石英(目的矿物为轻矿物)体系,并对旋流段中矿、尾矿进行矿物分布、粒度分布分析。研究结果表明:在浮选柱旋流段,矿化后目的矿物整体密度降低向中心运动,非目的矿物和未矿化的目的矿物在离心力作用下向边壁运动;中矿循环压力是影响循环中矿和尾矿品位差异的关键因素,改变循环压力,可以提高矿物与气泡的碰撞概率,使正浮选中矿、尾矿差异越来越大,反浮选中矿、尾矿差异越来越小。在浮选柱旋流段,无论改变矿浆浓度还是中矿循环压力,正反浮选中矿的平均粒度都小于尾矿,及细颗粒集中在旋流段的中心,粗颗粒集中的旋流段的边壁。 相似文献
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为了改善细粒辉钼矿的浮选效果,研究了正十二硫醇(NDM)作为辅助捕收剂与煤油复配对细粒辉钼矿浮选行为的影响及作用机理.单矿物浮选试验结果表明:NDM与煤油复配(质量比2∶3)显著强化了辉钼矿的浮选效果.实际矿石浮选试验表明:复配捕收剂具有较好的捕收能力.接触角测试表明NDM与煤油复配有效改善了细粒辉钼矿表面的疏水性,红外光谱(FTIR)及X射线光电子能谱(XPS)分析证实了NDM大量吸附于细粒辉钼矿表面.密度泛函理论(DFT)计算表明NDM通过巯基(—SH)上的S 3p轨道与Mo 4d轨道杂化,在辉钼矿极性“棱”上完成吸附,NDM在001面的吸附能(Eads=505.536 kJ/mol)远高于在100面的吸附能,而煤油更易于吸附在001面上.因此,NDM和煤油在辉钼矿不同晶面的差异化吸附,同时改善了辉钼矿“棱面”疏水性,协同强化了细粒辉钼矿的浮选回收. 相似文献
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山东某选矿厂原矿中铜矿物以黄铜矿为主,锌矿物以闪锌矿为主,采用铜锌混浮-铜锌分离的浮选试验流程生产铜精矿,但现场试验指标不理想,生产出来的铜精矿中铜的品位为9.10%,锌的品位为18.50%,铜精矿中锌含量太高难以满足销售指标要求。针对该选矿厂铜锌混合精矿浮选分离难的问题,在实验室对其进行了浮选试验研究。试验结果表明,脱药对铜锌分离效果影响显著,其中使用活性炭脱药试验效果最佳。试验采用活性炭作为铜锌混合精矿脱药剂,采用硫酸锌+亚硫酸钠的组合抑制剂作为锌矿物的抑制剂,采用对铜矿物选择性强的Z-200作为选铜捕收剂,通过"一粗一精一扫"浮选闭路试验,在原矿铜品位为9.10%,锌品位为18.50%的条件下,最终得到的铜精矿品位为13.55%,回收率为89.42%;精矿中锌品位从18.50%降到了6.23%。 相似文献
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新疆某铅锌选矿厂尾矿主要为氧化锌矿,该氧化锌矿中Zn品位为1.26%、氧化率为76.38%;-15μm微细粒级含量为17.70%,矿石的含泥量较大;锌主要分布在+0.074 mm和-0.038 mm两个粒级;该氧化锌矿主要的可利用矿物为菱锌矿,脉石矿物主要为石英,属极低品位泥质难选氧化锌矿。该选矿厂现行的选矿工艺仅能有效回收矿石中的闪锌矿和方铅矿,而矿石中大量的氧化锌矿未能得到有效回收,造成资源浪费。为了有效回收矿石中的氧化锌矿,采用硫化-胺法浮选工艺和浮选柱设备开展了系统的半工业试验研究,试验内容包括脱泥与不脱泥对比试验、脱泥量试验、捕收剂选择试验、捕收剂用量试验、硫化钠用量试验、碳酸钠用量试验、水玻璃用量试验。结果表明:最佳试验条件为脱泥量10%、粗选药剂用量碳酸钠1000 g/t、水玻璃500 g/t、硫化钠6000 g/t、新型胺类捕收剂F210 30 g/t,采用两粗两精闭路浮选流程,得到的锌精矿中锌品位为28.64%、回收率为52.24%,实现了对该铅锌矿选矿厂尾矿中极低品位氧化锌矿的有效回收。 相似文献
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