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《有色金属(冶炼部分)》1965,(10)
浮选柱为一细长钢壳结构,直径3呎,可增高到6呎或10呎。和药剂搅拌的矿浆通过柱中部的管道和阀门进入柱内,矿浆与由柱顶引入的下向水流及由柱底鼓入的上升气泡流相接触。控制矿浆流速使给矿的固体含量大于中部的矿浆固体含量。矿物的有用成分从柱顶溢流出去,被抑制的固体或尾矿则作为沉砂从底部流走。除使用较少量的抑制剂外,所用调整剂、活化剂、起泡剂,主要捕收剂和辅助捕收剂等对 相似文献
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研究了从某硫铁铅锌矿浮选尾矿中回收硫铁矿时浮选柱的充气量大小,液位高度和给矿量大小对浮选的效果影响,结果表明,通过一段浮选柱粗选可把含硫的平均品位为14.55%,含铁的平均品位为32.32%锌尾矿的精矿品质提高至精矿硫平均品位为36.43%,铁平均品位52.10%,精矿平均产率37.25%,硫平均收率达到93.27%。 相似文献
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强磁—浮选流程逐渐成为攀西地区钒钛磁铁矿选矿的最佳工艺流程,选钛浮选流程的给矿源于选铁后的尾矿,钛浮选流程具有TiO_2入选品位高、矿浆浓度高(50%~65%)、矿石比重大、粒度粗等特点,钛浮选入浮浓度高,对空气分散提出了挑战。针对四川龙蟒矿冶有限责任公司二选厂钛浮选流程,研究了选钛浮选机的动力学特性。经测试浮选机内轴向分散及横截面上空气分散效果良好。钛浮选由于入选品位高、粒度粗,粗粒级目的矿物易碰撞粘附,但粗粒级矿化气泡上升运输过程中脱落概率大。浮选机内存在较为明显的矿浆分层现象,距溢流堰1 700 mm深度以下矿浆浓度在50%以上,距溢流堰1 200 mm范围内浓度均小于30%,近溢流堰区域的矿浆浓度明显小于叶轮区域。 相似文献
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通过浮选试验、DLVO理论计算、聚焦光束反射测量(FBRM)等研究了油酸钠浮选体系下粒度大小对赤铁矿和石英浮选分离的影响。人工混合矿浮选试验表明,窄粒级粗粒或中等粒级的赤铁矿?石英混合矿(CH&CQ和MH&CQ)的浮选效果较好,其中CH&CQ和MH&CQ的分选效率分别为85.49%和84.26%,明显高于全粒级混合矿(RH&RQ)的分选效率74.94%;但窄粒级的细粒赤铁矿?石英混合矿(FH&FQ)的浮选效果则较差,其分选效率只有54.98%。浮选动力学试验表明,赤铁矿的浮选速率和回收率不仅与赤铁矿的粒度有关,还受石英粒度的影响,细粒脉石矿物石英会降低赤铁矿的浮选速率和回收率。DLVO理论计算表明,当矿浆pH值为9.0时,石英与赤铁矿颗粒间的相互作用力为斥力,此时细粒石英很难“罩盖”在赤铁矿表面并通过这种“直接作用”的方式抑制赤铁矿浮选,这也与聚焦光束反射测量(FBRM)的测定结果基本一致;颗粒?气泡碰撞分析表明,在浮选过程中细粒石英可能通过“边界层效应”的方式跟随气泡升浮(夹带作用),影响赤铁矿颗粒与气泡间的碰撞及黏附,从而降低了赤铁矿的浮选速率和回收率。 相似文献
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随着矿山开采作业的深入,入选矿石性质变化较大,嵩县丰源钼业有限公司采用直径4.3 m浮选柱来强化扫选,以提高扫选回收率。本文介绍了直径4.3 m浮选柱在钼矿扫选作业中的工业试验情况,结果表明,在整个矿浆试验过程中,设备运行良好。液位自动控制可靠,操作方便;浮选柱运行平稳,泡沫层稳定,没有翻花现象;空气分散均匀,分散度高,气泡大小分布合理,其浮选动力学性能满足了大型浮选柱的要求。累计指标富集比在20左右,回收率在22%左右,全厂总回收率提高了1%~3%。 相似文献
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随着矿山开采作业的深入,入选矿石性质变化较大,嵩县丰源钼业有限公司采用直径4.3 m浮选柱来强化扫选,以提高扫选回收率。本文介绍了直径4.3 m浮选柱在钼矿扫选作业中的工业试验情况,结果表明,在整个矿浆试验过程中,设备运行良好。液位自动控制可靠,操作方便;浮选柱运行平稳,泡沫层稳定,没有翻花现象;空气分散均匀,分散度高,气泡大小分布合理,其浮选动力学性能满足了大型浮选柱的要求。累计指标富集比在20左右,回收率在22%左右,全厂总回收率提高了1%~3%。 相似文献
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浮选柱法从浮选尾矿中回收微细粒级白钨矿的研究 总被引:6,自引:1,他引:5
为提高钨资源利用效率,针对湖南安化湘安钨业公司白钨浮选尾矿中微细粒级在浮选机中未能有效分选的特点,利用微泡技术开发了CMPT微泡浮选柱,利用专家系统控制浮选柱关键参数,确保浮选柱处于较好的工作状态.半工业试验和工业试验表明,微泡浮选柱能从浮选尾矿中回收微细粒级白钨.通过半工业试验获得了浮选柱的较优的工作参数,工业试验表明其平均精矿质量和回收率分别为:24.52%和43.41%,富集比35.03.水析试验表明5~10 μm,lO~19μm,19~38 μm3个粒级的回收率均达到65%. 相似文献
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自60年代以来,国内外对浮选柱进行了大量研究工作,取得了较好的技术经济指标,但仍存在着充气器易堵塞、材料易老化和过程不稳定等问题。美国David C.Yang博士首先提出的静态浮选管(Static Flotation Tube)是对浮选柱的革新。我们结合我国的实际情况,研究和改进了静态浮选管,设计划造成静态浮选塔,并对塔的分选作用做可能的探讨。静态浮选是矿浆中的矿粒保持高度分散的条件下,在曲折迂回的通道和以层流为主导地位的流态中,在三相间产生的疏水性矿物与亲水性矿物的分离.特别是在填料表面形成的液膜与负载气泡的动接触,起到了再精选的作用。本文就塔的基本结构和几种填料进行了研究,筛选出最佳填料——孔板波填料。对冀东司家营铁矿的赤铁矿(原矿品位29%左右)进行的小型试验,一次选别达到精矿品位65%以上,回收率85%以上的指标,可以简化流程. 相似文献
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浮选粒度及浓度是影响铅锌选矿指标的重要工艺参数。为进一步提高锡铁山矿铅锌浮选指标,节省选矿生产成本,重点考察了浮选粒度及浓度对铅锌选矿效果的影响。浮选试验结果表明,适合该矿石浮选的最佳浮选粒度为-0.074 mm占55%;选铅浮选浓度为48%,选铅尾矿无需浓缩后选锌浮选浓度为47%。在该条件下,利用现场生产流程及药剂制度处理该矿石,闭路试验可以获得含铅74.82%、含锌2.97%、铅回收率93.41%的铅精矿,含锌46.08%、锌回收率94.03%的锌精矿,含硫40.75%、硫回收率71.06%的硫精矿;相比现场浮选粒度及浓度条件下闭路试验指标,铅、锌、硫回收率分别提高了2.36,2.54,2.98个百分点。适宜的浮选粒度有益于目的矿物颗粒与气泡碰撞、附着,并保证了气泡对矿物具备足够的负载能力,促进了目的金属矿物的高效上浮;高浓度浮选工艺增加了矿浆中药剂浓度,强化了药剂与矿物的作用能力,并有效强化了气泡对有用疏水颗粒的拱抬效应,提高了铅锌硫矿物的分选指标。 相似文献
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世界上,辉钼矿的浮选始于1913年,当时弗兰科·义·艾尔莫尔(Frank E.ELmo-re)采用艾莫尔真空浮选槽浮选挪威科威纳(Kvina)钼矿床的辉钼矿。在这样真空浮选槽中,借助于降低压力的方法,使溶于水中的空气释放出来形成气泡,气泡将辉钼矿粒浮载到浮选槽顶部和脉石分开,这种全油浮选,从含 Mo0.6%的钼矿石中浮选出含钼45%的钼精矿,尾矿含 Mo0.12%,回收率约80%左右。 相似文献
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影响用堆浸法回收金的矿石结构 总被引:1,自引:0,他引:1
堆浸是低品位矿床和尾矿中回收自然金和金银合金的一种方法。其回收率与岩石和矿物的渗透性,在矿堆中的矿石粒度和影响金颗粒暴露到氰化物溶液的矿石结构有关。这些矿石结构包括沿裂隙和微裂隙的含金细矿脉和微细矿脉、在多孔矿物和岩石中的金颗粒、沿其它矿物颗粒边界上存在的金颗粒。在另一方面,即使细磨也不可能解离小的包裹金。用中到细的磨矿方法可以解离沿其它矿物颗粒边界上存在的大多数金。但是,由于最终物料粒度太细.以致在矿堆中没有渗透性,但是,用把细物料制成多孔矿粒的方法可以堆浸这种细磨的物料和浮选厂尾矿。在矿体上面氧化带矿石和风化带矿石常常适合于堆浸,因为用转变成多孔的铁氧化物和氢氧化铁的方法使含金的黄铁矿和砷黄铁矿成为可渗透性。在几种类型的金矿床的矿石结构的评论中指出: 相似文献
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环保脱硫对于管理生酸性尾矿是一种很在吸引力的方案。这一过程设置在基本流程的末尾时,能通过富集硫化矿产品而减少大量会引起麻烦的尾矿。为产出脱硫的尾矿,非选择性浮选是一种最合适的方法。脱硫程度由尾矿中的硫化物含量和它们的中和电位(NP)确定。最终的残留物应具有足够高的NP,以确保补偿它的质子亲合势(AP)。在这篇论文中,作者介绍了在丹佛型浮选槽中进行的一组试验结果,以研究分别含有2.9S%、3.4S%、16.2S%和24.2S%的4种不同矿山尾矿样品的硫化矿浮选动力学。P、M和G3种尾矿都不含氰化物,并能通过使用戊基钾黄药作为捕收剂,在pH低于10的条件下浮选。然而,来自一家氰化提金工厂的D尾矿,由于黄铁矿抑制作用(即使在除去氰化物,随后进行硫化矿表面活化和降低pH以后),所以不能达到很好的硫化矿回收率。为成功克服这一问题,就采用了醋酸胺(Armac-c)作为捕收剂。这种捕收剂不经预处理就能容易地浮选。对于被研究的这几种尾矿来说,这两种类型的捕收剂都已使它们的用量达到最佳化。将所有的动力学试验和捕收剂用量最佳化的结果结合起来,以建立一个模型,它能估计脱硫工艺的费用。初步分析表明,为实施这一脱硫工艺支付的费用,与其它几种尾矿治理方法可相比拟。 相似文献